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MANUAL DE TRONADURA

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  • 1. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________1. TERMINOLOGIA DE LA TRONADURAEl propósito de esta sección es presentar la terminología que se usará en el resto del manual, y luegorevisar la teoría básica detrás de la tronadura. Es importante establecer los conceptos teóricosprimero, ya que a estos se referirá en discusiones posteriores sobre diseños, modelamiento,monitoreo, funcionamiento del explosivo, etc.Los términos comúnmente usados en tronadura se listan alfabéticamente, y explicados, cuando seanecesario, con ecuaciones, ejemplos o diagramas.Acoplamiento. Se refiere al grado de intimidad entre el explosivo en un pozo y la roca que lo rodea.Cuando el diámetro del explosivo es menor que el del pozo, se dice que la carga está desacoplada,con la relación de desacople definido como la razón entre el volumen de la carga al volumen delpozo. Los explosivos cargados a granel tienen un factor de acoplamiento igual a 1. Algunos autoresdefinen la razón de acoplamiento como la razón de diámetro de la carga al del pozo. 2 d exp lexp fc = 2 (1) d hoyo lhoyodonde fc es la razón de acoplamiento (o desacoplamiento) y d es el diámetro, l es el largo y lossubscriptos exp y hoyo se refieren al explosivo y al pozo.Acuageles. Son explosivos diseñados específicamente para mejorar la resistencia al agua y lapotencia en volumen del ANFO, y consiste en una solución acuosa saturada de nitrato de amonio yotros nitratos y contiene también combustibles y cantidades adicionales de nitritos en suspensión. Lareología de la mezcla es controlada por espesadores (por ej. goma de guar) para ajustar la viscosidadde la mezcla, y entrelazadores (bórax por ej.), para proveer la consistencia de “gelatina” y resistenciaal agua. Los nitratos frecuentemente incluirán nitratos de amina orgánicos. El acuagel contieneagentes sensibilizadores tales como el TNT, perclorato de amonio, además de burbujas de airefinamente dispersas, o micro esferas de vidrio, que generalmente se agregan durante la fabricacióndel explosivo. Algunos acuageles se fabrican usando nitratos de hexamina para proveer tantoenergía adicional a la reacción de la detonación como una fuente de combustible para el nitrato deamonio oxidante. El acuagel tiene una consistencia distintiva de gelatina mientras que lasemulsiones usualmente tienen la consistencia de mayonesa (emulsiones a granel), o masilla(emulsiones encartuchadas).Angulo de fricción. El ángulo de fricción es la pendiente del esfuerzo de corte relacionado con elesfuerzo normal. El ángulo de fricción φ , y la cohesión c se relacionan al esfuerzo normal σ , yfuerza de corte, τ ; por la ecuación: τ = c + σ * Tanφ (2)____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -1-
  • 2. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Vea también Cohesión, y Figura 1.1.Balance de oxígeno. Ésta es la cantidad de oxígeno, expresada en por ciento del peso, liberadacomo un resultado de la conversión completa del material explosivo a CO2, H20, SO2, AlO2, etc.(balance de oxígeno "positivo"). Si hay oxígeno insuficiente para la reacción completa de laoxidación se dice que el compuesto tiene un balance de oxígeno negativo. Los explosivoscomerciales deben tener un balance de oxígeno cerca de cero para minimizar la cantidad de gasestóxicos, particularmente monóxido de carbono y gases nitrosos que están presentes en los humos.Burden y burden efectivo. El burden de un pozo se refiere a la dimensión lineal entre el pozo y lacara libre y se mide perpendicular a la dirección de la línea de pozos que constituyen una fila (figura1.2). El término burden generalmente se refiere al burden perforado, significando que la dimensiónlineal se hace a la cara libre existente del banco. El término burden efectivo se refiere a la dimensiónlineal entre el pozo y la posición de la cara libre más cercana al tiempo de la detonación del pozo, ytoma en consideración la dirección de la iniciación. Para una malla equilátera de pozos, el burden esigual a 0.87 veces el espaciamiento. Para una malla equilátera con iniciación V1, el burden efectivoes igual a 0.29 veces el espaciamiento.Campo cercano. Un término que describe vibraciones cerca de una columna larga de explosivoGeneralmente, cuando se están tan cerca como aproximadamente 5 longitudes de la carga a unacolumna de explosivo, los niveles de vibración es llamado de campo cercano, y requiere laaplicación de ecuaciones complejas para la predicción. En el campo cercano es probable que se dañela roca por la iniciación de fracturas frescas, y por la dilatación de fracturas existentes.Campo lejano. Un término que se usa en este texto para describir la distancia a que el nivel devibración se puede describir por la ecuación convencional del peso de la carga escalar (elevada a unapotencia). En esta región el comportamiento de la onda vibracional se puede tomar como elástica oinelástica. A distancias más cercanas al hoyo de tronadura (campo cercano), los niveles de vibracióntienen que describirse usando ecuaciones complejas que toman en consideración la longitud de lacolumna del explosivo y no se pueden describir usando ecuaciones de elasticidad. En el campolejano el daño a las estructuras rocosas se espera que ocurra principalmente por deslizamientoinducido por la vibración a lo largo de las superficies de las diaclasas existentes.Cohesión. La cohesión de una diaclasa es el esfuerzo de corte requerido para causar eldeslizamiento de bloques en cualquier lado de la diaclasa a esfuerzo normal cero, y refleja por lotanto, la rugosidad de la superficie de la diaclasa. Figura 1.1 Ver también Angulo de fricción.Concentración de la Carga lineal. La concentración de explosivo, medida en kg/m, a lo largo deuna hoyo de tronadura. El término puede ser independiente de diámetro del pozo (por explosivosdesacoplados), o dependiente del diámetro (cargas totalmente acopladas). En este manual el símbolousado es γ .____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -2-
  • 3. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Cristalización. Se usa para referirse al proceso de crecimiento de cristales dentro de la soluciónacuosa de sal en una emulsión explosiva. La cristalización causa un cambio considerable a lareología y textura de una emulsión, y a su sensibilidad y última performance.Decibeles. El decibel es una unidad usada para medir los niveles de presión del sonido de unatronadura. El decibelio es una unidad relativa, que mide los niveles de presión del sonido, Pmeas,usualmente comparado con el nivel de referencia, Po de 20 micro Pascales. El decibelio, relacionadolos niveles de presión de sonido, se define como: P  db = 20 * log10 *  meas  P   (3)  0 Deflagración. Los materiales del explosivo a menudo se descomponen a rapidez mucho menor quela velocidad del sonido del material sin ningún acceso a oxígeno atmosférico. Esto es unadeflagración, y es propagado por la liberación del calor de reacción, y la dirección de flujo de losproductos de la reacción es opuesta al de la detonación. En algunos casos la deflagración puedeconvertirse en una reacción de detonación, por ej. el incidente de la ciudad de Texas en 1947 en que3180 ton. de nitrato de amonio explotaron después de arder por varias horas.Desacoplamiento. El desacoplamiento se refiere a la práctica de usar una carga de diámetro máspequeño que la del hoyo de tronadura en que se pone. La reducción en diámetro sirve primero alpropósito de reducir la presión efectiva de la detonación (daño reducido), con reducción de lapresión peak de hoyo. La reducción en presión es mayor que la estimada en virtud de la razón dedesacople debido al efecto de confinamiento reducido en la velocidad de detonación (VOD) delexplosivo, y la dependencia de presión de la detonación en la VOD. La ec. 4 se usa para definir larazón de desacople.Diámetro crítico. El diámetro crítico es el diámetro mínimo al cual una carga explosiva todavíapuede detonar. Inclusiones de gas finamente dispersas reducen considerablemente el diámetro críticode un explosivo. El diámetro crítico puede ser bastante grande (aprox. 125 mm) para muchasemulsiones a granel y productos acuagel.Distancia de separación. Se refiere a la distancia entre una línea de hoyo de tronadura delperímetro y la fila inmediatamente adyacente de hoyos de tronadura como se indica en Figura 1.3.Distancia escalar es un factor que relaciona efectos de tronadura similares de cargas de distintostamaño del mismo explosivo a variadas distancias. Se obtiene al dividir la distancia en cuestión poruna raíz exponencial del peso del explosivo. Más frecuentemente, la raíz exponencial es ½, pero sehan utilizado valores del orden de 0.3 a 0.5.Efecto de iniciación. El efecto de iniciación de un reforzador describe el desacople efectivo yreducción efectiva de la presión de detonación, que ocurre cuando se pone un reforzador en un pozo____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -3-
  • 4. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________de diámetro más grande que el propio. El efecto del desacople se describe términos deAcoplamiento y Desacoplamiento, y se usan ecuaciones para calcular la presión de detonacióndesacoplada del iniciador. Se está de acuerdo generalmente que la presión de detonación deliniciador desacoplado debe exceder la presión de detonación de régimen del explosivo para alcanzardetonación efectiva de la columna. Pd = f c1.2 * 0.25 * ρ iniciador * VODiniciador 2 (4)donde ρ y VOD es la densidad y velocidad de detonación del iniciador, y fc es la relación delacoplamiento.Emulsión. Explosivos de emulsión basados en una "emulsión agua-en aceite" se forman de unasolución saturada de nitrato y una fase de aceite mineral. Están normalmente sensibilizadas porburbujas de gas finamente dispersas (después de la adición de un agente gasificador en el collar delhoyo de tronadura), o por adición de micro esferas de vidrio (usualmente durante la fabricación de laemulsión). Antes de la adición de los sensibilizantes, las emulsiones son normalmente clasificadascomo agentes oxidantes, e incapaces de detonar. Las emulsiones pueden ser balanceadas enoxígeno o pueden tener un balance de oxígeno positivo.Energía de burbuja. O energía de levantamiento, se define como el trabajo útil realizado por unexplosivo después que la roca ha estado sujeta a la energía de choque inicial. A la energía de burbujase le considera responsable del desplazamiento de la roca después de fracturarse. Se mide en laprueba submarina de energía y se calcula de acuerdo a la ecuación (figura 1.4): Eb = 0.684 * Ph2.5 * t 3 * ρ w1.5 − (5)donde Eb es la energía de burbuja, Ph es la presión hidrostática a la profundidad de la carga, t es elperíodo de tiempo entre el pulso de choque y la primera implosión de burbuja y ρ w es la densidaddel agua. Ver también Energía de choque.Energía de choque. Se determina en la prueba de la energía submarina y se define en tronaduracomo la energía usada para expandir el hoyo de tronadura a un equilibrio estable, Figura 1.4. Secalcula de los tiempos de pulso de presión inicial registrados por transductores de presiónlocalizados en el agua cerca de las cargas detonantes según la ecuación: 6.7φ 4π * R 2 ∫ P dt 2 Es = * (6) ρ w * Cw 0____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -4-
  • 5. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________donde R es la distancia desde la carga a los medidores de presión, ρ w es la densidad del agua, C, es lavelocidad del sonido en el agua; P(t) es la forma de la onda presión tiempo y φ es el tiempoconstante de la curva de choque.Espaciamiento, espaciamiento efectivo. El espaciamiento para un hoyo de tronadura se refiere a ladimensión lineal entre hoyos de tronadura adyacentes que forman una fila, y se mide usualmenteparalelo a la cara libre. El término usualmente se refiere al espaciamiento de la perforación. Eltérmino espaciamiento efectivo se refiere a la dimensión lineal entre hoyos que detonansucesivamente, y toma en consideración la dirección de la cara libre. Ver Figura 1.2.Estabilidad. Se usa el término estabilidad generalmente con respecto a los explosivos emulsión yacuagel y se refiere al tiempo que un producto explosivo puede quedar en un hoyo de tronadura sinque ocurra un cambio en la composición química o física. Fabricantes proveen "tiempos deresidencia" de manera que no ocurran pérdidas significativas de energía en la tronadura.Explosivos aluminizados. Son explosivos compuestos a los cuales se les adiciona aluminio enpolvo de diferente granulometría. El aluminio se añade para potenciar la energía efectiva delexplosivo, en virtud del alto calor de formación del óxido de aluminio que se produce durante lareacción de detonación. El aluminio no aumenta el volumen de gas producido, al contrario,disminuye al atrapar algo del oxígeno. El aluminio actúa como un combustible en la reacción y suuso debe estar acompañado por la reducción de otro componente combustible (por ej., petróleo). Elaluminio aumenta la performance al elevar la temperatura de reacción, aumentando por lo tanto lapresión peak de hoyo y aumentando la velocidad de desplazamiento del burden. El aluminio enpolvo se añade hasta un 10% en peso a los explosivos a granel. No aumenta la velocidad dedetonación de un explosivo y puede causar su reducción. La granulometría del aluminio en polvo esel principal factor que influye en su efectividad al mejorar la performance del explosivo. Partículasmás finas reaccionan más rápidamente y más completamente y tienen un mayor impacto que las másgruesas.Explosivos primarios Un explosivo que detona por ignición simple de medios tales como chispas,llamas, impacto, y otras fuentes primarias de calor. Explosivos Primarios incluyen aquellos que sehallan en detonadores, cordón detonante, e iniciadores.Explosivo secundarios son explosivos en que la detonación es iniciada por el impacto de ladetonación de un explosivo inicial (primario). Esta definición incluye todo explosivos usado entronadura de la roca. Materiales insensibles tales como nitrato del amonio se clasifican comoexplosivos terciarios.Explosivos slurries. Vea acuagel.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -5-
  • 6. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Factor de carga. Éste es el término usado para describir la cantidad de explosivo usado para romperun volumen o peso unitario de roca, El término tiene por eso las unidades de kg/m3 o kg/ton.Algunos también toman en cuenta la potencia en peso de explosivo para expresar el peso deexplosivo como equivalente a la potencia en peso equivalente al ANFO, o sea, Wteff = Wt*potencia en peso relativa. Otro usuarios prefieren usar un término inverso del factor de la carga, paradescribir el peso de roca quebrada por unidad de peso de explosivo (ton/kg).Factor de energía. Este término es similar al Factor de carga, pero la energía del explosivo seexpresa como una relación al peso o volumen de roca quebrada (o sea. MJ/m3 o MJ/ton). El factorde Energía es por eso el producto de Factor de la Carga y la potencia en Peso.Grado de Fijación. El grado de fijación se refiere al grado de confinamiento de la carga explosivaen el hoyo de tronadura, el que es influido por el número de caras libres, el ángulo de abertura a lascaras disponibles libres, y a la resistencia de la roca circundante. Langefors & Kihlstrom (1978)indican que para un hoyo de tronadura vertical con pasadura normal, el grado de fijación es launidad, decreciendo a 0.85 a medida que la inclinación del pozo aumenta a 180. Dependiendo de laaplicación, el grado de fijación puede variar de 0.5 a 2.0, Figura 1.5. Se usan valores de 1.5 a 2 entronaduras en túnel, con valores de 0.5 a 0.75 en hoyos de tronadura con una base libre (e. g. pozossin pasadura).Impedancia. La impedancia de un explosivo es el producto de su densidad y velocidad dedetonación. Idealmente los explosivos deben tener la misma impedancia que la roca (impedancia dela roca es el producto de la onda P y densidad) que se va a fragmentar, para efectuar la máximatransferencia de energía desde el hoyo de tronadura a la masa rocosa.Iniciación lateral. Iniciación lateral ocurre cuando una columna de explosivo detona radialmente enel hoyo de tronadura en lugar de a lo largo. A causa de la distancia requerida para alcanzar la VODde régimen, los explosivos con iniciación lateral producen una cantidad reducida de energía dechoque, y se usa a veces para controlar el daño y sobre quebradura en condiciones sensibles. Veatambién TrazadoIniciadores y reforzadores son ambos sistemas de explosivo de alta potencia, consistegeneralmente de iniciador de pentolita o un cartucho de emulsión o explosivo basado ennitroglicerina. El término iniciador se usa para designar la carga que inicia a la columna, mientrasque el término "reforzador" se usa para designar un aditivo a la columna para mantener unavelocidad alta de detonación en el explosivo. Para que el iniciador detone, la columna de explosivoen que se sumerge debe generar suficiente energía de choque para comenzar una detonación a travésde la sección completa de la columna del explosivo.Potencia en peso & potencia en Peso Relativa. La potencia en peso se refiere al rendimiento de laenergía de un peso conocido de explosivo, y tiene las unidades de energía por unidad de peso (MJ/kg). La potencia en peso relativa se refiere al rendimiento de la energía de un explosivo expresado____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -6-
  • 7. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________como un porcentaje del rendimiento de la energía del mismo peso de ANFO. El método más fiablepara estimar la potencia del explosivo es a través del uso de softwares computacionales para calcularla curva presión-tiempo para los productos de la detonación, ya que este es el mejor método paraestimar la "energía disponible". La potencia en peso relativa efectiva es un término para estimar laenergía relativa disponible en la reacción de la detonación hasta que los gases se disipan a laatmósfera. Ver también potencia en volumen & potencia en volumen relativa.Potencia en volumen y potencia relativa en volumen. La potencia en volumen se refiere a laenergía producida por un volumen de explosivo. La potencia relativa se refiere a la energíaproducida por un explosivo expresada como un porcentaje de la energía producida por un volumenigual de ANFO. La forma más confiable de evaluar la potencia de un explosivo es a través del usode códigos de computación para evaluar la curva presión-tiempo para los productos de ladetonación, ya que este es el mejor método para evaluar la energía disponible. La potencia relativaen volumen efectiva es un término usado para estimar la energía disponible relativa en la reacción dedetonación hasta que los gases en expansión se disipen a la atmósfera. La potencia relativa envolumen (RBS) se relaciona a la potencia relativa en peso (RWS) por la ecuación: ρ exp RBS = RWS * (7) ρ anfodonde ρ exp y ρ anfo se refieren a las densidades del explosivo y del ANFO respectivamente.Ver también Potencia en peso y Potencia relativa en peso.Presión de detonación. La presión de la detonación es la presión que ocurre dentro de la zonaprimaria de reacción que está limitada en un lado por el frente de choque y en el otro lado por elplano de Chapman Jouguet (C-J) (figura 1.6). Detrás del plano C-J, están los productos de lareacción, y aún algunos productos todavía sufren reacción, que ejercen una presión menor, conocidacomo la presión de explosión, o presión peak de hoyo. Presión de la detonación es usualmente unacantidad calculada basada en la densidad de explosivo ( ρ exp ) y el VOD del explosivo (VOD ), y expnormalmente se calcula de la ecuación: 2 Pd = 0.25 * ρ exp * VODexp (8)Generalmente se considera a la presión de detonación responsable del fracturamiento de la rocaalrededor del hoyo de tronadura. Rocas masivas de resistencia alta, usualmente requieren unapresión de detonación alta para una fragmentación óptima.Presión de la explosión. Vea Presión peak de hoyo de tronadura.Presión peak de hoyo, o Presión de Explosión, se usa para referirse a la presión peak desarrolladadetrás de la zona de reacción primaria en la columna del explosivo. La presión peak de hoyo____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -7-
  • 8. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________generalmente es aproximadamente un 45% de la presión de detonación. Es la presión peak de hoyola que se considera que produce el esfuerzo para levantar el burden, y dilatación de fracturas en lamasa rocosa que rodea un hoyo de tronadura.Proyección de rocas. Es el desplazamiento indeseado de roca de un área de la tronadura. Esimportante señalar que un buen diseño minimizará la ocurrencia de proyección, pero no puedegarantizar la eliminación de ella. No se debe permitir que las rocas salgan del área de la tronadura, yen situaciones de tronaduras en banco bien controlada usualmente la proyección no es más queaproximadamente 5 veces la altura del banco. La proyección puede ser causada por sobreconfinamiento de cargas, o sobrecarga debido a la presencia de cavidades o fracturas abiertas en laroca.Razón de carga. Este es un término que describe la distribución vertical de explosivo en un banco yes igual a la razón del largo de la carga sobre el piso del banco (o sea el largo de la carga – pasadura)a la altura del banco. Para diámetros grandes de pozos, esta relación puede ser pequeña, con unaproporción grande de explosivo localizado debajo el piso, en la pasadura. Bajo estas condiciones esdifícil lograr una fragmentación uniforme.Razón de rigidez. Es un término que describe la influencia de la geometría del disparo en el estadode confinamiento de una columna de explosivo, y se toma como la razón entre la altura del banco yel burden. Se sabe bien que la longitud de un hoyo de tronadura tiene una gran influencia en lacantidad de burden, que se puede romper aún para diámetros de pozo constantes. Pozos largosquiebran un burden fijo más fácilmente que pozos cortos y observaciones prácticas sugieren unalongitud óptima de hoyo de alrededor de 3 a 4 veces el burden. El óptimo representa un equilibrioentre la fragmentación mejorada de pozos más largos, y el aumento de la desviación en laperforación de los pozos largos.Resistencia al agua. La resistencia al agua de los explosivos varía extensamente según lacomposición del explosivo, y el empaquetamiento del explosivo. Los explosivos con nitrato deamonio/ petróleo (ANFO) tienen una resistencia al agua muy pobre, ya que el nitrato del amonio essoluble en agua. El efecto del agua en la performance del explosivo es reducir la sensibilidad delexplosivo, reduce la eficacia de reacción, y reduce la energía de reacción. Se acompaña la presenciade agua en el hoyo de tronadura frecuentemente por la generación de humo tóxico naranja o café.Finalmente, se puede reducir la sensibilidad al punto donde el producto no detonará. Explosivoscomunes comerciales no son a prueba de agua, ellos tienen sólo calidades de resistencia al agua. Laresistencia al agua se rankea cualitativamente usando términos tales como malo, regular, bueno oexcelente. Usualmente la resistencia al agua se clasifica para agua estática. Cuando el agua fluye porel hoyo de tronadura (agua dinámica), se agrega resistencia encartuchando el explosivo.Secuencia de la iniciación. Se describe frecuentemente en términos de VO, V1, V2, etc. El uso deldescriptor "V se adopta como una anotación para describir la orientación aproximada de la caralibre expuesta por los hoyos de tronadura al detonar. Los tipos diferentes de "V" se perfilan enFigura 1.6____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -8-
  • 9. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Sensibilizantes & Sensibilidad. Sensibilizantes son aditivos para explosivos a granel que serequieren para que la formulación detone más fácilmente. Los más comunes son la nitroglicerina,TNT, micro esferas, aluminio, nitrato de hexamina, ceniza liviana o carbón en polvo fino, ycualquiera agente reducidor. La sensibilidad se usa para describir la facilidad con que se puededetonar un explosivo, y finalmente determina el diámetro del pozo mínimo; o diámetro del cartuchomínimo que se puede usar. La sensibilidad de un explosivo usualmente se describe en cuanto altamaño del iniciador requerido para efectuar una detonación óptima, y varía desde la sensibilidad aun detonador hasta un iniciador.Sobre presión. Es el término usado para describir las fluctuaciones de las presiones dinámicascreadas en el aire por la tronadura. Se usa este término en preferencia a "ruido" ya que tambiénincluye frecuencias de perturbación, que son inaudibles. Se mide usando una función lineal mientrasque el "ruido" se mide usando una función “A”.Taco de aire. Este término se usa para describir la combinación de una columna explosiva y unasección vacía no cargada del pozo (Figura 1.8). El taco de aire se usa para reducir el impacto de unacolumna explosiva en la roca adyacente, y al mismo tiempo para extender la región de influencia delexplosivo sobre la parte superior de él. La presencia de un taco de aire reduce la presión peakefectiva de hoyo, Pb* de acuerdo a la ecuación: Pb* = f c1.2 * Pb (9)donde fc es la relación de acoplamiento, y Pb es la presión peak de hoyo para el explosivo cuandoestá acoplado totalmente.Taco superior & taco intermedio. Taco superior es el material inerte añadido en la cima del hoyode tronadura para efectuar el confinamiento de los gases de la explosión y prevenir una proyeccióny sobre presión excesiva. El taco intermedio se añade a la columna del explosivo para reducirdeliberadamente la cantidad de explosivo contenido en un hoyo de tronadura. Se agrega tacointermedio en aquellas posiciones en el hoyo de tronadura donde la roca circundante es losuficientemente débil como para no requerir un quebrantamiento adicional. Vea Figura 1.9.Trazado. Trazado se refiere a la práctica de insertar una línea de cordón detonante dentro de unhoyo cargado. El efecto deseado es promover la insensibilización de una porción del explosivo, ocausar iniciación lateral del explosivo. Ambos efectos causan una disminución del rendimiento de laenergía de choque del explosivo, como consecuencia de esto provee algo de alivio a la roca encuanto a daño inducido.Tronadura de tacos intermedios. Éste es un término usado cuando una columna larga de explosivoes reemplazada por varias unidades de carga más pequeñas, con cada unidad separada por materialinerte tal como el taco superior. Usualmente, el taco intermedio se practica para reducir el peso deexplosivo por retardo, requiriendo que las cargas separadas sean independientes con diferentesretardos.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. -9-
  • 10. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________VeIocidad de Detonación. Velocidad de detonación (VOD) es una medida de la razón a que lareacción de la detonación procede por la columna del explosivo. Típicamente, el VOD variará dealrededor de 3000 m/ s para ANFO en hoyos de tronadura de diámetros pequeños a alrededor de6000 m/ s para emulsión y acuagel en hoyos de tronadura de diámetros más grandes. Se consideraun indicador del potencial de fragmentación de un explosivo, con el potencial creciente para unVOD creciente. La relación entre la presión de detonación, Pd y la VOD está dada por la ec.(8).Varios autores han sugerido que cuando se reduce el VOD, también se reduce la fracción de energíade la onda de choque fc de acuerdo a la relación: 2 VODact  f = (10)   VODss La velocidad de detonación es considerada por muchos el mejor "barómetro" para estimar laperformance y consistencia de formulaciones de explosivo a granel, pero no es, en sí mismo, unamedida de la energía total disponible del explosivo.Velocidad peak de Partícula & Velocidad de la onda P. La Velocidad peak de partícula (PPV) serefiere a la velocidad de movimiento de partículas individuales dentro de la masa rocosa como unavibración u onda de choque que se propaga por la roca. Estas partículas se pueden mover sólo encantidades pequeñas en 3 dimensiones, de manera que se pueden medir velocidades peak departícula en 3 direcciones ortogonales. El PPV medido en cualquiera ubicación es una función dela energía en la fuente de vibración, la distancia desde la fuente, y las características de la atenuaciónde la roca. La velocidad de la onda P, Vp, es una medida de la velocidad de propagación de la roca,y es independiente de la fuente de vibración. La velocidad de la onda P es controlada por la roca ypropiedades estructurales del medio. PPV y Vp, se relacionan en un medio elástico, homogéneosegún la ecuación: PPV ε= (11) Vpdonde ε es el nivel de deformación inducida dinámica en la roca____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 10 -
  • 11. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________2. TEORIA DE TRONADURA.2.1. GENERAL.Los explosivos están hechos de oxidantes y combustibles en una mezcla meta estable. Dándoles unestímulo suficiente, se descomponen violentamente liberando una gran cantidad de energía que llegaa ser útil para quebrar la roca. En la mayoría de los explosivos comerciales, los oxidantes sonprincipalmente nitratos, siendo el nitrato de amonio el material básico de fabricación. Otros nitratoscomúnmente usados incluyen el de sodio, calcio, potasio y aún algunos inorgánicos tales comoaminas y hexaminas.Los combustibles básicos para un explosivo incluyen el C y el H, ya que estos reaccionan con el Opara liberar grandes cantidades de energía. La mayoría de los combustibles son hidrocarburos quetienen una estructura básica de CH2.En general, hay dos tipos de explosivos: los moleculares y los compuestos. Los moleculares tienenO y combustible dentro de las mismas moléculas; tienen la ventaja que los oxidantes y combustiblesestán en contacto íntimo, de manera que la reacción se lleva a cabo extremadamente rápida, ygeneralmente es completa. El trinitrotolueno (TNT) es un ejemplo de un explosivo molecular. Losexplosivos compuestos tienen oxidantes y combustibles en diferentes moléculas o en diferentescompuestos. Debido a que el combustible y el oxidante están muy separados relativamente, lareacción de descomposición se lleva a cabo mucho más lentamente que en un explosivo molecular.El ANFO, las emulsiones y los acuageles son todos ejemplos de explosivos compuestos, aunque,estrictamente hablando, ellos son un sistema híbrido ya que el nitrato de amonio contiene tantocombustible (H) y O en asociación molecular, en adición al combustible separado contenido en elpetróleo.Dos aspectos importantes de la formulación de un explosivo son el tamaño de las partículasinvolucradas en la reacción y la cantidad de espacio libre de huecos en la formulación. En su estadonormal, el petróleo no se absorbe en la superficie del nitrato de amonio. Cuando se muele losuficientemente fino, el área superficial llega a ser lo suficientemente grande y el petróleo puedeformar un fino recubrimiento sobre el polvo, lo suficiente para permitir y sostener la reacción dedescomposición. Pero el polvo del nitrato de amonio es difícil de manejar de manera que sedesarrolló un prill poroso. El prill consiste de un caparazón de cristal con el espacio entre cristalessemejando poros o capilares. Cuando se mezcla con petróleo, éste penetra el prill por acción capilar.El grado de intimidad de la mezcla de petróleo dentro del prill está algo influenciado por el diámetrodel prill: pequeños prills proporcionan una distribución más uniforme que prills grandes.Típicamente, el prill grado explosivo tiene un rango de tamaño desde 1 mm a 3 mm, estando elgrueso del material entre 1 a 2 mm de diámetro.El concepto de espacio libre es particularmente importante en los explosivos compuestos. El espaciolibre o hueco en un explosivo parece servir dos propósitos. Primeramente el espacio permite que eloxidante y el combustible se muevan juntos. Si la densidad en volumen de la formulación es muygrande, el movimiento de los componentes es impedido y la reacción se detendrá. En segundo lugar____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 11 -
  • 12. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________el espacio libre proporcionará un mecanismo para la generación de “puntos calientes” causados porla compresión adiabática. El calor generado por la compresión produce un punto caliente quepermite que la reacción se sostenga por sí misma. Si la reacción encuentra una zona en que hayinsuficientes huecos, (por ej. donde no hay micro esferas) la reacción se apagará y la detonacióncesará. En el caso del ANFO, el espacio de huecos se proporciona en virtud de la porosidad de losprills. Puesto que la densidad del cristal de nitrato de amonio es alrededor de 1.7 gr./cc y la densidaden volumen del prill de casi 0.85 gr./cc, se puede ver que el nitrato de amonio prilado contiene unporcentaje de huecos de casi un 50%. A una densidad aproximada de 1.1 a 1.2 gr./cc, el nitrato deamonio llega a ser demasiado denso para sostener una detonación.2.2. QUIMICA DE LOS EXPLOSIVOS.Se asume en esta sección que la reacción de la descomposición para el explosivo resultará en unaoxidación completa de todos sus componentes. La validez de esta suposición es algo dependiente dela composición correcta y del tamaño del prill. La reacción básica de descomposición para el nitratode amonio está dada por: 2 NH 4 NO3 →4 H 2 O + 2 N 2 + O2 (12)de la cual el balance de oxígeno se puede estimar del conocimiento de los pesos atómicos de todoslos elementos; éste será de 0.2 g/g ó 20%. Similarmente, la reacción de descomposición para elcomponente combustible del ANFO (simplificado como CH2) se puede escribir como: 2CH 2 + 3O2 →2CO2 + 2 H 2 O (13)Esta reacción se ve deficiente en oxígeno, de manera que el oxígeno requerido para completar lareacción debe ser proporcionado por el componente oxidante del explosivo. Cuando los doscomponentes se mezclan juntos, la ecuación de la reacción se puede escribir como: 3 NH 4 NO3 + CH 2 →7 H 2 O + 3 N 2 + CO2 (14)de la cual la cantidad de combustible requerido para lograr una mezcla con oxígeno balanceado sepuede calcular que es 15/254 ó 5.51%. En el caso que se agregue menos combustible, se dispone deun exceso de oxígeno y se produce óxido nitroso (NO) en adición a los productos de más arriba.Debido a su baja estabilidad en la presencia de oxígeno libre, este producto se reduce rápidamente adióxido de nitrógeno (NO2) que es altamente tóxico, y combinado con la humedad atmosféricaforma ácido nítrico. Cuando se forma, el óxido nitroso es claramente visible en la forma de humocoloreado naranja o café. Una consecuencia adicional de añadir poco combustible es que tanto laenergía de reacción como el VOD disminuye relativo a aquellas de una mezcla balanceada. La fig.2.1 muestra como la energía del ANFO varía con los cambios en la cantidad de petróleo, y la fig. 2.2muestra el efecto en el VOD.En el caso que la cantidad de petróleo excede al 5.5%, la mezcla resultante se convierte en deficienteen oxígeno, resultando en la formación de monóxido de carbono, más tóxico que el relativamente____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 12 -
  • 13. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________inofensivo dióxido de carbono CO2. Aunque la energía de reacción también disminuye con el excesode petróleo, esta disminución es menor que la que ocurre para el exceso de oxígeno. De las dosalternativas, es mejor tener un ligero exceso de petróleo, de manera que la formulación más comúnde ANFO tiene 6% de petróleo.Un aditivo común a muchas formulaciones de explosivos es el aluminio, añadido en forma de polvoo de gránulos. El Al aumenta la potencia en volumen de los explosivos, aún de las emulsiones dealta densidad. El Al se añade al explosivo ya sea a granel o envasado, debido a que es uncombustible altamente energético.La reacción del Al durante la detonación produce el óxido metálico sólido Al2O; ningún productogaseoso con Al se produce en la reacción de detonación. El Al, por lo tanto, reduce la formación degas, atrayendo algo del oxígeno que de otra forma estaría disponible en la reacción para producirvapor o dióxido de carbono. La ecuación de la reacción química del ANFO con Al está dada por:3NH4 NO3 + XCH2 +2(1− X ) Al → (6+ X ) H2O +3N2 + XCO2 + (1− X ) Al2O3para x ≤1 (15)El Al se añade en cantidades de hasta 15% en peso, pero lo más común son cantidades entre 5 y 10en peso. De la ec. 15, el 5% de Al requerirá una reducción en el contenido de petróleo de 5.7 a 4%para un balance de oxígeno perfecto y también reducirá el volumen total de gas de 11 moles como secalculó en la ec. 14 a 10.5 moles como se calculó en la ec. 15.Es claro de la ec. 15, que el Al actúa como un combustible en la reacción de descomposición delnitrato de amonio. El beneficio del Al como un aditivo a los explosivos está en el muy alto calor deformación del óxido de Al, aproximadamente 16.25 MJ/Kg. Este calor de formación resulta en unconsiderable aumento en la temperatura de los productos gaseosos de la reacción, que a su vezproduce un considerable incremento en la presión de los gases en el hoyo. El aumento de presióncausado por el aumento de la temperatura de los gases más que compensa la reducción en elvolumen de gas producido, de manera que el efecto neto de añadir Al es aumentar la energíadisponible teórica, principalmente a través de un aumento de la energía de levantamiento.Si el Al se añade como un combustible y es para contribuir totalmente a la energía del explosivo,debe cumplir estrictas especificaciones de tamaño. El Al se añade en forma metálica, generalmentecomo polvo. Si el tamaño del grano del Al es muy grueso, el tiempo disponible para la oxidaciónserá inadecuado para permitir una reacción completa del Al, y el beneficio total no se obtendrá.Además, bajo estas condiciones, tenderá a existir un exceso de oxígeno (insuficiente combustible), yse generarán humos de óxidos nitrosos. Si el polvo de Al es muy fino, es muy riesgoso manejarlo, yaque el polvo en sí se convierte en un riesgo de explosión de polvo. El tamaño ideal para el polvoparece estar en el rango de 70 a 100 mallas.2.3. TECNOLOGIA DEL PRILL.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 13 -
  • 14. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El nitrato de amonio sólido usado en los explosivos simples se suministran en la forma de prills.Estos prills deben ser porosos y de una distribución de tamaño uniforme. El tamaño típico para elprill de nitrato de amonio grado explosivo es: 100% < 3 mm 90% < 2 mm 1% < 1 mmEl grueso del prill en el nitrato de amonio grado explosivo, por lo tanto, debe tener un diámetroentre 1 y 2 mm.Durante la formación de los prills, una fina capa de arcilla se añade generalmente en el exterior delprill. Esto es para contra restar la naturaleza higroscópica del nitrato. El nitrato sin recubrimiento encontacto con el aire que tenga un 60% de humedad, eventualmente se transforma en líquido. Arcillafinamente adherida a la superficie del prill reduce este efecto, pero también reduce la sensibilidad ypermeabilidad del prill. Pequeñas cantidades de aditivos de sulfato de Al también se pueden añadirpara mejorar la resistencia del prill.La densidad de los prills individuales grado explosivo, debe estar alrededor de 1.2 gr./cc, dando unadensidad en volumen de casi 0.8 gr./cc. Si la densidad y tamaño de los prills están en el rangocorrecto, entonces no debería haber dificultad con el funcionamiento del producto cuando se mezclacon 6% de petróleo, a menos que los prills estén recubiertos con un exceso de arcilla.Los prills con permeabilidad reducida se pueden detectar examinando una sección transversal delprill después que se ha mezclado con petróleo coloreado. Si el petróleo ha penetrado uniformemente,el interior del prill estará coloreado uniformemente. Si no, el interior permanecerá blanco mientrasque el exterior estará coloreado. Este tipo de prill no reaccionará adecuadamente y elfuncionamiento de la detonación será inadecuado.Durante el almacenamiento del nitrato de amonio el ciclo de temperatura puede significar undesmoronamiento de la estructura del prill. Cuando la temperatura del nitrato de amonio puro seeleva sobre los 32,1° C, ocurre un cambio espontáneo en la estructura del cristal. El cambio en ladensidad y el volumen de la estructura del cristal resultará en un agrietamiento del cristal y, por lotanto, en el prill. Cuando se enfría bajo los 32° C los cristales tienden a aglutinarse y si hay algunahumedad presente, el producto empezará a formar terrones.Si los prills están dentro de un cartucho de emulsión, el ciclo de temperatura promoverá lacristalización de la fase emulsión, conduciendo a una pérdida significativa de la sensibilidad y alfinal de la insensibilización del producto.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 14 -
  • 15. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________2.4. ENERGIA DEL EXPLOSIVO.La energía del explosivo se puede definir en términos del trabajo de expansión de los gases de altapresión, o sea, el área bajo la curva PV como se muestra en la fig. 2.3, y como se muestra en lasiguiente ecuación: Pc Energía = ∫ PdV (16) Pddonde P y V se refieren a la presión y el volumen de los gases de explosión en cualquier instante enel tiempo, Pd es la presión de detonación y Pc es la presión crítica a la cual ningún trabajo adicionalse realiza debido a la expulsión del gas a la atmósfera.De muchas observaciones del funcionamiento de un amplio rango de explosivos, la presión crítica ala cual el trabajo útil cesa, es alrededor de los 100 MPa. Por esta razón, la energía disponible para eltrabajo útil es sustancialmente menor que el trabajo teórico obtenido en consideración de los caloresde formación de los reactantes individuales.La curva PV es característica de cada formulación de explosivo y su derivación requiereconocimiento preciso de la composición del producto. Los explosivos emulsiones, por ej., tienen unacurva completamente diferente, con el área total bajo la curva (de Pd a presión ambiental) menorque los del Anfo. Esto se espera debido a la presencia de cantidades sustanciales de agua, y el efectode apagado que tiene esto en la reacción. Sin embargo, el área bajo la curva PV desde Pd a Pcnormal, es frecuentemente mayor o muy similar a la del Anfo, de manera que las emulsiones puedentener una potencia en peso efectiva muy cercana o aún exceder al 100%.Es importante notar que los factores que afectan a la presión de venteo de los gases de explosión(tales como el grado de confinamiento de la carga) afectará también la cantidad de energía obtenidade los explosivos y pueden, por lo tanto, esperarse que influya en los perfiles de la pila, lafragmentación y los niveles peak de vibración. Estudios recientes de McKenzie et al (1992),investigaron la relación entre la energía disponible y la vibración inducida.2.5 TECNOLOGIA DE LA EMULSION Y DEL ACUAGEL.Los explosivos emulsiones comúnmente usados están también basados fuertemente en el nitrato deamonio como la sal oxidante y el petróleo como la fuente de combustible, de manera que la reacciónquímica para estos productos no es muy diferente que la del Anfo.Las emulsiones se fabrican comúnmente produciendo primero una solución acuosa super saturadade sal(es) oxidantes y luego finamente dispersa en una fase aceite para formar una emulsión aguaen aceite. La solución de sales siempre contendrá nitrato de amonio pero puede también tenernitrato de calcio o de sodio. Debido a que la solución se hace super saturada, cuando se enfría atemperatura ambiente se convierte en meta estable, mostrando una fuerte tendencia a formarcristales de varias sales de nitrato. Una formulación típica para una emulsión que contiene tanto____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 15 -
  • 16. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________nitrato de amonio y de calcio debe ser alrededor de 65% de nitrato de amonio, 16% de nitrato decalcio, 12% de agua y 7% de petróleo. Algunas formulaciones pueden contener hasta alrededor de18% de agua.El nitrato de calcio añadido a la solución también contribuye a la energía total, pero en una tasasignificantemente menor que el nitrato de amonio. La potencia del nitrato de calcio, de acuerdo aratings internacionales es sólo la mitad que la del nitrato de amonio. Es importante destacar queestos nitratos son los únicos ingredientes activos en la mayoría de las emulsiones (excepto en lospocos casos donde se añade Al).Las gotas finas de sales acuosas se previenen de la coalescencia añadiéndole un emulsificante queforma un recubrimiento de una capa de una cadena polar de hidrocarbono alrededor de cada gota.La naturaleza polar de la gota recubierta previene la coalescencia con otras gotas similarmenterecubiertas y cargadas. La mezcla resultante, por lo tanto, logra un alto grado de intimidad entre elcombustible y el oxidante del explosivo, resultando en un aumento en la tasa de reacción logradapor el explosivo durante la detonación.Generalmente la fase emulsión misma no se clasifica como un explosivo, pero sí como un agentede tronadura. Esta distinción se hace con la base de sensibilidad o de energía requerida para iniciarla reacción. Las emulsiones requieren una sensibilización a través de la adición de sensibilizantestales como burbujas de gas, micro esferas de vidrio o prills, antes de que ellas se clasifiquen comoexplosivos y se puedan iniciar con pequeñas cantidades de explosivos primarios. Estos aditivosproporcionan los puntos calientes, a través de su compresibilidad, necesarios para sostener ypropagar la reacción. Los productos emulsiones hechos de esta forma se refieren a los bombeables,ya que el bombeo es la forma recomendable de cargar estos productos altamente viscosos. Aunquese han hecho algunas pruebas de vaciar estos productos en el hoyo, no es una prácticarecomendable, particularmente en hoyos de pequeño diámetro, debido a la posibilidad de bloqueodel producto en el hoyo.En vez de dispersar la solución salina acuosa en petróleo, es posible usar ceras o parafinas. Estosson hidrocarburos de cadena muy larga; a temperatura ambiente se convierten en rígidos ymaleables. Cuando se usan parafinas en vez de petróleo, el producto llega a ser muy rígido alenfriarse; estos productos se usan para hacer emulsiones encartuchadas de diferente rigidez. Sinembargo, la formulación del producto tiene un alto porcentaje de sensibilizantes para hacerlossensibles a un detonador.Los explosivos acuageles son soluciones acuosas que son sensibilizadas y entrelazadas paraproporcionar una buena resistencia al agua, pero difiere considerablemente de las emulsiones ensus formulaciones. En los explosivos acuageles, se fabrica una solución acuosa madre, conteniendonitrato de amonio y otros componentes activos, tales como perclorato de amonio, nitrato dehexamina, Al y nitrato de metil amina. Estos aditivos tienen una tasa de energía mayor que elnitrato de amonio, tendiendo a aumentar la energía relativa a la de las emulsiones.La química del acuagel es más compleja que la de la emulsión, requiriendo un buen control sobrela mezcla y fabricación del producto. Sin embargo, en general ella se puede resumir con que tienen____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 16 -
  • 17. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________componentes más energéticos y una cantidad de agua similar o menor que la emulsión. El acuagelmás comúnmente encontrado en Australia contiene alrededor de 85 a 90% de componentesreactivos (nitrato de amonio, de hexamina, perclorato de amonio) y menos de 10% de agua. Otrosaditivos principales incluyen la goma de guar para lograr la consistencia requerida del producto,agentes entrelazadores para proporcionar la resistencia “gel” al agua y agentes sensibilizantes.2.6 MECANISMOS DE LA EXPLOSION.La reacción principal que constituye la detonación explosiva, ocurre dentro de una zona delgadadenominada la zona de reacción principal dentro del hoyo. Esta se extiende desde el frente dechoque a un límite posterior denominado el plano de Chapman Jouguet (CJ), siendo el largo de esazona característico de un explosivo. Las reacciones que ocurren dentro de la zona de reacciónprincipal, generan la presión peak (la presión de detonación) y produce la acción de esparcimientodel explosivo. Detrás de la zona principal hay una zona de baja presión o de hoyo. La presión deesta sección es casi la mitad que la de detonación para explosivos acoplados totalmente.En explosivos ideales, la reacción de los componentes está completamente dentro de la zona dereacción principal. Luego, la energía máxima, está disponible para conducir la reacción y lapresión de detonación es la máxima. En explosivos no ideales (incluyendo todos los basados enANFO) sólo parte de la reacción ocurre en la zona de reacción principal, ocurriendo algunas detrásdel plano CJ. Esto reduce la presión de detonación pero puede no disminuir la presión de hoyo queactúa detrás de la zona de reacción.La presión de detonación lograda por un explosivo se puede estimar en un grado razonable de laVOD usando la ec. simple: Pd = 250 * ρ * VOD 2 *10-6 (17)donde VOD está en m/s, ρ es la densidad del explosivo en gr./cc y Pd es la presión de detonaciónen MPa.La presión de detonación se considera que es el mejor indicador del potencial de fuerza,esparcimiento o fragmentación de un explosivo en tipos de rocas competentes y de alta densidad.Es particularmente importante mantener una alta presión de detonación y de hoyo en la base de loshoyos para asegurar una excavación fácil de la pila. En este contexto, el uso de explosivosencartuchados tiene algunas dificultades.Cuando se seleccionan explosivos encartuchados para usar en hoyos de tronadura, el diámetro delcartucho se selecciona siempre que sea al menos 10 mm menor que el diámetro del hoyo, parafacilitar el carguío. Esto significa que un anillo de aire rodea al explosivo en el hoyo y este anilloservirá para reducir la presión peak de hoyo y por lo tanto reducir la cantidad de rompimiento. Estasituación puede ser evitada rajando los cartuchos primero para asegurar el impacto o taquearlos,entonces ellos se expandirán para ocupar completamente el hoyo. Cuando se carga en hoyos llenos____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 17 -
  • 18. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________de agua sin embargo los cartuchos no se deben rajar puesto que ellos se pueden atascar en el hoyoen la interfase aire/agua, provocando un carguío pobre.Debido a la fuerte dependencia de la presión de detonación en la VOD, este último término setoma a menudo como el indicador de la fragmentación potencial de un explosivo. La VOD no esuna medida de la energía de choque de un explosivo ni de su sensibilidad pero se usa como unindicador de la energía de choque, de la estabilidad de la emulsión y de la consistencia de laformulación. Chiappetta (1991) demuestra como las mediciones del VOD en terreno se usan paracuantificar el funcionamiento de un explosivo y como este término se usa para proporcionarestimaciones aceptables para la habilidad del explosivo para crear una red de fracturas en un mediodado.La VOD de los explosivos comerciales depende del diámetro de la carga, del grado deconfinamiento al momento de la detonación, aumentando a medida que el diámetro y elconfinamiento aumenta.Como regla general, los explosivos con alta VOD proporcionan mejor fragmentación yesparcimiento en roca dura, masivas o masa rocosa con bloques y hay poco beneficio en usarexplosivos con alto VOD en rocas blandas y altamente fracturadas. La justificación para elaumento del VOD para roca de alta resistencia viene del análisis de la transferencia de energía a lasparedes del hoyo. La transferencia de energía se maximiza cuando la impedancia de los dos medioses igual. La impedancia del explosivo se define como el producto del VOD y la densidad, mientrasque la impedancia de la roca es el producto de la velocidad de la onda P y la densidad de la roca.Típicamente, la impedancia de una roca de alta resistencia tal como el granito está alrededor de12,5x106 Kg. m-2 seg-1 (5000 m/s x 2500 kg/m3) mientras que la impedancia de un explosivo conalto VOD está alrededor de 7,8 x 106 Kg. m-2 seg-1 (6000 x 1300 kg/m3). El ANFO, por ej. , tieneuna impedancia de 3,4 x 106 kg. m-2 seg-1 (4000 m/s x 850 kg/m3).El impacto de las propiedades de las rocas en el funcionamiento del explosivo se discute en lasección 3.1, tratando los efectos de las propiedades en la fragmentación.2.7 EXPLOSIVOS INICIADORES.El término de explosivos iniciadores se refiere a los métodos de iniciar las mallas de tronadura. Enalgunas aplicaciones el explosivo en el hoyo se iniciará directamente por el detonador o por uncordón detonante, mientras que en otros casos estos elementos iniciarán a un explosivo iniciador,el que a su vez iniciará la columna explosiva.Por definición, los explosivos iniciadores tienen una densidad más alta que los explosivossecundarios cargados en los hoyos. El sistema de iniciación más adecuado para cualquieraplicación depende de muchos factores, incluyendo:1. Tipo de explosivo y susceptibilidad a la desensibilización.2. Profundidad del hoyo.3. Costo y sensibilidad a tiros quedados.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 18 -
  • 19. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________4. Requerimiento de desplazamiento de la pila.5. Susceptibilidad a riesgos eléctricos.6. Requerimiento de tiempo que la tronadura quedará cargada sin tronarla.2.7.1. CORDONES DETONANTES.El sistema más simple para iniciar la malla de tronadura es probablemente la combinación decordón detonante y conectores de retardo para cordón detonante. Los cordones detonantes sonexplosivos lineales resistentes que contienen una carga en su núcleo de un alto explosivo envueltopor un plástico y posiblemente envuelto además por un recubrimiento textil para proporcionar unacubierta resistente al agua. El cordón se consume durante la detonación y detona a una velocidadde casi 7.000 m/s. La detonación es extremadamente violenta y es capaz de causar un dañoconsiderable al material del taco y a la columna explosiva a través de la cual pasa. Al alcanzar aliniciador, el impacto es suficiente para causar la iniciación. Alternativamente, el cordón detonantepuede sacarse del iniciador de manera que la cola de un detonador no eléctrico se active y este, a suvez, pueda activar un retardo en el hoyo. Este sistema se llama el “iniciador deslizante”.Cuando se usa el sistema de cordón detonante es importante minimizar la potencia del cordón. Estodebido a que la detonación del cordón puede ser suficiente, bajo ciertas circunstancias, de iniciar lacolumna explosiva. Cuando en el interior del hoyo existe un iniciador, esto puede causar seriosproblemas de fragmentación y de proyección de rocas. Aún cuando el hoyo no contenga uniniciador en el hoyo, la iniciación lateral del explosivo resulta en una pérdida significativa deenergía del explosivo, especialmente de la energía de choque.Aún cuando el cordón detonante no detone al explosivo, este causará una insensibilización parcialdel explosivo y una pérdida consecuente de energía del explosivo. Es un truco que han efectuadomuchas operaciones de “trazar” hoyos con cordón detonante como medio de un control efectivodurante la tronadura de contorno. La iniciación lateral o insensibilización parcial del explosivo,causa una caída importante en la energía de choque que hace que el explosivo emule a uno de bajapotencia.Cuando se usa la iniciación por cordón detonante se debe tener cuidado en las conexiones desuperficie. Las conexiones entre líneas de cordón detonante debe hacerse en ángulo recto, ya queun ángulo agudo entre las líneas causará un corte.Cuando se use cordón detonante para iniciar un explosivo iniciador, debe asegurarse que eliniciador es sensible a la potencia del cordón en uso. Muchos iniciadores, incluyendo los depentolita y las emulsiones encartuchadas, por ej., no son sensibles al cordón con un núcleo demenos de 10 gr./m.2.7.2. DETONADORES ELECTRICOS.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 19 -
  • 20. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Los detonadores eléctricos de retardo se utilizan comúnmente para iniciar hoyos en tronaduras encanteras (aunque este método se está reemplazado rápidamente por la iniciación no eléctrica) y entronaduras de zanjas y otras de pequeña escala.Cuando se estima o compara el uso de la iniciación eléctrica respecto de los sistemas no eléctricos,se debe poner mucha atención en el punto de la exactitud del tiempo de iniciación.Como una observación general, la exactitud de los detonadores eléctricos comercialmentedisponibles en Australia, es menor que la de los sistemas no eléctricos de períodos comparables,aunque debe puntualizarse que la exactitud del detonador con retardo pirotécnico es muydependiente del tiempo y de la condición de almacenamiento. La tabla 2.1, por ej., presenta unresumen de la comparación entre los detonadores de retardo eléctrico y no eléctricos,comercialmente disponibles en Australia. VARIABLE RANGO (%) NO ELECTRICOS ELECTRICOS Rango de 25 – 8000 30 – 845 tiempos (ms) Coeficiente de 0.8 – 2.8 2.0 – 3.0 varianza del batch (%) Coeficiente de 1.0 – 4.5 2.5 – 4.5 varianza total (%) Dispersión al 2.0 – 9.0 5.0 – 9.0 95% de confianza (%)TABLA 2.1. Resumen de la comparación de dispersión para detonadores eléctricos y no eléctricos.La generalización no parece ser válida por ej. en USA, donde los detonadores eléctricos de retardonuevos y de alta exactitud son a lo menos tan exactos como los retardos no eléctricos más nuevos(+/- 2% de dispersión con el 95% de nivel de confianza).Generalmente hablando, la dispersión del retardo no es un problema principal en la tronadura, perosí cuando la probabilidad de traslape o detonación fuera de secuencia, Posd, alcanza un nivelinaceptablemente alto. La definición de “inaceptablemente alto” es muy dependiente de laaplicación (Heilig & McKenzie, 1988) y no se puede dar una regla general. La probabilidad detraslape se calcula de la ec.:____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 20 -
  • 21. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________  (t n+1 − tn )  Posd = 1 − φ   (18)   (S 2 n 2 + S n+1 )  donde φ ( x ) es la función de probabilidad acumulativa para la varianza estándar normal, tn y tn+1son los tiempos nominales de iniciación y Sn y Sn+1 son las desviaciones estándar para los retardosnúmeros n y n+1 respectivamente.Como una buena aproximación, la función de probabilidad acumulada F(x) se puede calcular acualquiera de los dos retardos (m y n) usando las siguientes relaciones. El uso de estas ecuacioneselimina la necesidad de tablas matemáticas, permitiendo la posibilidad de ser calculada en formatode planilla electrónica. Estas ec. proporcionan una aproximación a las áreas bajo la curva dedistribución normal o gaussiana, y son exactas hasta a lo menos tres lugares decimales. Pr obabilidad = F ( A1 t + A2 t 2 + A3 t 3 + A4 t 4 + A5 t 5 ) 1 t= [ 1 + A6γ ( x ) ] −γ ( x ) 2 2 e F= (19) 2π tm − tn γ (x) = 2 2 Sm + Sndonde A1 = 0.319381530 S = desviación estándar del tiempo de disparo A2 = -0.356563782 t = tiempo nominal de disparo A3 = 1.781477937 A4 = -1.821255978 A5 = 1.330274429 A6 = 0.2316419Los retardos eléctricos muestran una baja probabilidad de traslape (y por lo tanto un buen control dela fragmentación y niveles de trastornos ambientales) para tronaduras de tamaño pequeño. Esto seilustra en la fig. 2.4 para coeficientes de varianza de 3 a 5% que se considera típicos para retardoseléctricos en Australia. Cuando el tamaño de la tronadura necesita el uso de números de retardosmás altos (sobre el #12), la probabilidad de traslape llega a ser significativa y aumenta con elaumento del número del retardo, de manera que saltarse un período (o sea, omitir algún elemento deretardo en las series) para los números de retardo más altos es muy común. Este hecho tiende a____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 21 -
  • 22. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________reducir el tamaño máximo de la tronadura que se pueden iniciar, especialmente si se desea limitar elnúmero de hoyos que comparten un número de retardo común.Otro factor que limita el tamaño de las tronaduras que se puede disparar es la dificultad de energizarun gran número de detonadores eléctricos, con la mayoría de los sistemas portátiles con limitacionesa no más que 100 hoyos. La seguridad es también un tema importante con los retardos eléctricosdebido a su susceptibilidad a la iniciación por fuentes extrañas, que incluyen a los transmisores deradio y los rayos.Los detonadores eléctricos disponibles comercialmente en Australia tienen un grado más alto dedispersión que la mayoría de los detonadores de retardo no eléctricos, y son más adecuados entronaduras pequeñas. La aplicación de sistemas de iniciación eléctricos a las tronaduras que tienenmás de 30 hoyos generalmente resultará en retardos compartidos, en donde muchos hoyos se inicianal mismo tiempo nominal. La aplicación de la iniciación eléctrica se limita generalmente atronaduras con poco menos de 100 hoyos.2.7.3. DETONADORES NO ELECTRICOS.Los detonadores no eléctricos muestran un grado de dispersión igual o menor que los detonadoreseléctricos. Sin embargo, dependiendo del período del retardo en el hoyo, y de la combinación de losretardos de superficie usados entre hoyos y entre filas, la dispersión absoluta en los tiempos deiniciación puede exceder a los del sistema eléctrico. Una selección cuidadosa de los elementos en elsistema no eléctrico permitirá que se inicien tronaduras grandes más fácilmente y en forma segurade lo que es posible con la iniciación eléctrica. Tal vez la principal razón para usar sistemas deiniciación no eléctricos en tronaduras grandes es que la probabilidad de traslape permanececonstante a través de toda la tronadura, independientemente del tamaño de las tronaduras y elnúmero de hoyos que detonan en un mismo tiempo se reduce significativamente en comparacióncon el mismo diseño iniciado con detonadores eléctricos.Debido a que no hay series no eléctricas fijas, no es posible generar un gráfico de probabilidad detraslape similar a la fig. 2.4 que se aplica a todas las tronaduras no eléctricas. Sin embargo, esposible construir el gráfico para un caso particular y considerar las probabilidades de traslape paravarios hoyos dentro de la tronadura. La fig. 2.5 considera las probabilidades de traslape (asumiendoun coeficiente de varianza de 1 y 2%, lo que parece típico de las unidades de alta exactitud usadascomo retardo constante dentro del hoyo) para hoyos adyacentes a un hoyo localizado en cualquierparte en la tronadura de la fig. 2.6, que contiene una combinación de 175 ms en el hoyo y 17 & 42ms en superficie (combinaciones típicas en una cantera). Los números adyacentes a los hoyos en lafig. 2.6 representan los tiempos de disparo para los hoyos relativo al hoyo de referencia marcado“o”. El diagrama de traslape permanecerá sin cambiar para cualquier hoyo seleccionado dereferencia: ésta es una de las principales ventajas de los sistemas de iniciación no eléctricos.Para el retardo en el hoyo elegido de 175 ms, el diagrama no eléctrico de traslape indica unaprobabilidad muy baja de traslape entre hoyos adyacentes en la misma fila y entre hoyos endiferentes filas. Para estos tiempos de retardo en el hoyo más grandes (por ej. 500 ms) la____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 22 -
  • 23. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________probabilidad de traslape entre hoyos en la misma fila aumenta significativamente. La altaprobabilidad de traslape en estos casos, para hoyos en la misma fila, generalmente no se consideraun problema, ya que los hoyos en la misma fila se disparan hacia una cara libre y la detonación fuerade secuencia en la misma fila no afectará por lo tanto adversamente a la fragmentación, vibración oproyección de rocas. Esto es en contraste a la situación con retardos eléctricos donde el traslapepuede ocurrir entre filas de hoyos, dependiendo de como se ha secuenciado el diseño.Los sistemas de iniciación no eléctricos son los preferidos y recomendados para la iniciación demallas grandes de tronaduras, proporcionando buen control sobre la secuencia de detonación yminimizando el impacto de los trastornos ambientales. El control de la secuencia es independientedel tamaño de la tronadura y el tiempo de la tronadura puede variarse para proporcionar más controlsobre los niveles y frecuencias de vibración inducida. Sin embargo, debe mantenerse unaobservación muy de cerca a los últimos desarrollos con la iniciación eléctrica y electrónica.2.7.4. COMPARACION ENTRE DETONADORES ELECTRICOS Y NO ELECTRICOS.Conociendo la variabilidad en los elementos de retardo, la estadística permite el cálculo de laprobabilidad que cualquier diseño de tronadura dado, detonará en la secuencia diseñada. Para elpropósito de este estudio, una secuencia controlada de iniciación se define por:Una secuencia de iniciación donde cada carga explosiva detonará subsecuentemente a cargas entreella y la cara libre. Tomando en cuenta el ángulo de salida (130°) y la influencia de los hoyoscircundantes, el área de influencia se asume también que incluye cargas dentro del espaciamiento deun hoyo o como se muestra en la fig. 2.7. Tanto los sistemas de retardo eléctricos y no eléctricos sehan evaluado para “un diseño estándar de 18 hoyos” como se muestra en la fig. 2.8. La comparaciónse ha efectuado para tiempos de retardo no eléctricos en el hoyo de 175 ms y 500 ms. Los gráficosde probabilidad calculados, que muestran la probabilidad que todos los 18 hoyos detonarán en “unasecuencia controlada”, se pueden ver en la fig. 2.9, e indica:1. Una disminución en la probabilidad de que no haya una secuencia inversa a medida que la variabilidad de retardo aumenta (para todos los sistemas de retardo).2. Para un coeficiente arbitrario de variación de 2%, las probabilidades de que no haya una secuencia inversa se calcularon a 11% (500 ms no eléctrico, retardo en el hoyo), 100% (175 ms no eléctrico, retardo en el hoyo) y 100% (retardo eléctrico en el hoyo). Respecto a esto, las series eléctricas se consideran más exactas que algunas combinaciones no eléctricas.3. Para retardos no eléctricos de alta exactitud que exhiben coeficientes de varianza en el intervalo del 1 - 1.5%, la probabilidad de una secuencia correcta para la tronadura de 18 hoyos de la fig. 2.8 está en un rango de alrededor de 40% a alrededor de 90% para retardo en el hoyo de 500 ms y es efectivamente 100% para el retardo en el hoyo de 175 ms.4. Para retardos eléctricos con un coeficiente de varianza en el intervalo de 3 - 4%, la probabilidad de una secuencia correcta para la tronadura de 18 hoyos de la fig. 2.8 está en el rango de casi 50% a casi 75%.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 23 -
  • 24. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________5. Existe una marcada declinación en la probabilidad de todos los 18 hoyos detonados en la secuencia correcta cuando se usan retardos no eléctricos más largos con un coeficiente de varianza que excede el 10%.Se puede concluir de estos análisis que las tronaduras secuenciadas usando alta exactitud en el hoyo,los retardos no eléctricos de períodos cortos ofrece ventajas sobre tronaduras de similar tamañoiniciadas con retardos eléctricos en términos de la habilidad de los hoyos para detonar en una formacontrolada (o reducir la probabilidad de iniciación fuera de secuencia). Esta ventaja llega a ser aúnmás aparente si el número de hoyos aumenta sobre los 18.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 24 -
  • 25. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________3. PROPIEDADES DE LA ROCA.El rompimiento de la roca con explosivo es una interacción entre el explosivo y la roca. Losresultados en términos de grado de fragmentación, daño y desplazamiento de la pila tronada, estándeterminados por las propiedades de los dos componentes. Hagan & Harries (1977) establecieronque “los experimentos y la práctica indican que los resultados de la tronadura están influenciadosmás por las propiedades de la roca que por las del explosivo”. Experiencias realizadas en canteras,minas a tajo abierto, minas de carbón de superficie y minas subterráneas soportan este aserto.En general, las tentativas para predecir resultados de fragmentación, realizados en operacionesnormales de tronadura a partir de propiedades físicas y mecánicas de la roca, obtenidas de ensayosde laboratorio, no han sido exitosas. La falla se atribuye a los efectos dominantes de la estructurade la roca y su influencia en las propiedades del macizo rocoso. Aunque las propiedades físicasmecánicas del macizo rocoso (es decir resistencia a la compresión y tensión, densidad, módulos deelasticidad), sí impactan en la fragmentación, son secundarios comparados con los efectos de laestructura de la roca.Las estructuras existentes en la roca se extienden durante la tronadura, con extensión preferencialde grietas favorablemente orientadas. Cuando existe un patrón de grandes diaclasas a grandesespaciamientos, no ocurrirá una formación y extensión de grietas uniformes, y se obtendrá unafragmentación irregular. Cuando existe un patrón denso de fisuras, la fragmentación resultaráclaramente mejor que la obtenida en roca masiva usando la misma carga. En este material, la ondade choque del explosivo que detona se atenúa más rápidamente y es por eso menos efectivo eniniciar nuevas fracturas y las nuevas fracturas generadas se cortan abruptamente por la existenciadel patrón de fisuras.Las discusiones de las propiedades de la roca y su influencia en la fragmentación frecuentementese refieren a la resistencia de la roca. Esta propiedad es difícil de cuantificar en vista de sudependencia de la razón de carga o razón de deformación, puesto que es bien sabido que laresistencia dinámica de la roca varia considerablemente de la resistencia estática. Sin embargo, apesar de su limitación, tanto la resistencia a la compresión como a la tensión juegan un papel muyimportante en determinar los límites de daño y sobre quebradura detrás de la tronadura, debidoprincipalmente a su relación con la fácil de medir velocidad de partículas.Las propiedades de la roca tienen una mayor influencia en la amplitud, frecuencia y duración de lasondas de vibración de la tronadura. La amplitud y la frecuencia de vibración disminuyen con elaumento de la distancia desde la tronadura debido a dos mecanismos separados: esparcimientogeométrico y pérdidas adicionales. En general la duración de la vibraci6n de la tronadura aumentacon el aumento de la distancia desde la tronadura. Los tipos de rocas con alto módulo (por ej. lasrocas ígneas) exhiben un comportamiento casi elástico con relativamente poca pérdida friccional,mientras que tipos de roca con bajo módulo (por ej. rocas sedimentarias) muestran unapronunciada pérdida friccional y un comportamiento inelástico. Las fracturas y diaclasas en lamasa rocosa tienen el efecto de bajar el módulo del macizo y disipar la energía en la superficie de____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 25 -
  • 26. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________las diaclasas, de manera que una roca dura con muchas estructuras se parece a un tipo de rocablanda más masiva en términos de sus características de vibración.Las propiedades de la roca también tienen un mayor impacto en la estabilidad de los taludes, ymucho de estos sectores pueden ser modificados por la acción de la cercanía y aún la lejanía de lasoperaciones de tronadura. A medida que la tronadura expone taludes y excavaciones, las fuerzasque tienden a mantener los bloques en equilibrio a lo largo de planos de diaclasas bien definidos (osea, la cohesión de las diaclasas y el coeficiente de fricción), pueden ser colocadas fuera de estebalance con el resultado que la excavación llega a ser inestable y vulnerable a fallarLos factores de la roca más importantes que afectan a la fragmentación, estabilidad y al impactoambiental de la tronadura son: 1. Grado de diaclasamiento y fracturamiento natural e inducido por la tronadura. 2. Orientación de las diaclasas naturales. 3. Propiedades elásticas de la roca. 4. Densidad de la roca. 5. Angulo de fricción. 6. Resistencia cohesiva de la superficie de las fracturas.Por conveniencia, la influencia de las propiedades de la roca en la estabilidad, fragmentación eimpacto ambiental se considerarán separadamente.3.1 INFLUENCIA EN LA FRAGMENTACION.De los factores usados anteriormente, el de mayor influencia en la fragmentación es,indudablemente, el grado natural de diaclasado y fracturamiento. La formación de diaclasas ocurredurante la diagénesis de la roca, generalmente como resultado de los esfuerzos tensionales en laroca. La masa rocosa desarrolla típicamente un número de conjuntos de diaclasas ínterdependientes que actúan para aliviar esfuerzos en la roca. Las diaclasas inevitablemente se formanen grupos y cada grupo muestran un grado de paralelismo que refleja su génesis común. Losgrupos de diaclasas generalmente se ordenan por prominencia desde grupos principales a menosprominentes o grupos menores determinada por su frecuencia de ocurrencia y persistencia ocontinuidad.El grado de diaclasamiento natural es importante debido a que define el bloque más grande quepuede resultar después de la tronadura, ya sea dentro de la malla de la tronadura o de la sobrequebradura detrás del disparo. Debido a que las diaclasas tienden a formarse en grupos que sonaproximadamente perpendiculares, los planos de las diaclasas naturales definen grupos de bloquesde distintos tamaños. Cuando el espaciamiento de las diaclasas dentro de un grupo es amplio, losbloques in situ son grandes y d factor de emergía asociado con el diseño de la tronadura es alto. Sila tronadura no rompe estos bloques, ellos formarán el sobre tamaño.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 26 -
  • 27. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Cuando la frecuencia de fracturas en la masa rocosa es alta, es más fácil de obtener fragmentaciónfina y los factores de energía asociados con la tronadura tienden a ser bajos. Rocas duras altamentediaclasadas o fracturadas se comportan muy similar a rocas más blandas y más débiles.La combinación de roca y discontinuidades se puede considerar y modelar como una ruma debloques mantenidos juntos por una combinación de la cohesión de la superficie de las diaclasas, elcoeficiente de fricción de las superficies de las diaclasas y los esfuerzos actuando en los bloques(ya sea esfuerzos hidrostáticos en aplicaciones de superficie o una combinación de esfuerzoshidrostáticos o tectónicos en aplicaciones subterráneas profundas).Varios autores han sugerido que para lograr la máxima utilización de la energía del explosivo en elproceso de fragmentación es necesario equiparar la impedancia del explosivo lo mas cercanamenteposible a la impedancia de la roca. La impedancia se define como el producto de la velocidad y ladensidad. Para el explosivo, la impedancia se refiere al producto de la densidad en el hoyo y a lavelocidad de detonación, mientras que en la roca la impedancia se define como el producto de lavelocidad de las ondas P y la densidad. Luego, para una máxima fragmentación: ρ exp * VOD = ρ roca * V p (20)Donde ρ es la densidad, VOD es la velocidad de detonación del explosivo y Vp es la velocidad dela onda P de la roca.Basado en el deseo del igualamiento de las impedancias, rocas masivas y de alta resistencia (convelocidades P en el rango de 4500 a 6000 m/s) se fragmentan mejor con un explosivo con altadensidad y alta velocidad de detonación. La impedancia de los explosivos nunca alcanza laimpedancia máxima de la roca, debido a la baja densidad de los explosivos comerciales.Muchas rocas, sin embargo, más que fragmentación requieren desplazamiento y para este tipo derocas la utilización de la energía de choque es de importancia secundaria comparada con lageneración y utilización de la energía de levantamiento (heave). Estas rocas se benefician del usode explosivo de baja velocidad de detonación y es en esta aplicación que el uso de explosivosaluminizados se adecua mejor.3.1.1 DISTRIBUCION DE TAMAÑO DE BLOQUES INSITU.Una masa rocosa, en el contexto de la tronadura, consiste de uno o más tipos de roca que seinterceptan por un sistema de discontinuidades. Estas discontinuidades se refieren frecuentementea una variedad de términos que incluyen a diaclasas, fallas, zonas de corte, fracturas, planos deestratificación, intrusiones o fisuras. La mayoría de estas discontinuidades son naturales peroexisten también algunas fracturas que se pueden inducir por la excavación, ya sea directamentecomo resultado de la tronadura o indirectamente por redistribución de esfuerzos.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 27 -
  • 28. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Las discontinuidades en la masa rocosa actúan para definir bloques preformados y la distribuciónde tamaño de éstos puede ser el principal factor para lograr un costo efectivo de tronadura.Los datos requeridos para estimar la distribución de tamaño de bloques son los espaciamientos delos tres grupos principales de diaclasas. Estos datos se pueden obtener por muchos métodos,incluyendo el registro de testigos de sondajes (testigos orientados) y el mapeo de los bancos.Una de las principales dificultades asociadas con la exactitud para determinar el espaciamiento defracturas es el problema de hacer un muestreo que represente exactamente un número significantede diaclasas. A menudo se usa el sistema Scanline, principalmente si ellos representan vistas alazar a través de la masa rocosa y si las superficies expuestas no están alineadas con los planos dediaclasas dominantes. Sin embargo, aún el Scanline al azar dará datos distorsionados, puesto quede los planos de diaclasas que son de corta persistencia y de los planos que están orientadosoblicuamente se obtendrían pocas muestras, particularmente en Scanlines más cortos. De losplanos que son paralelos al Scanline no se hará un muestreo. Claramente, el Scanline simple esinadecuado para la estimación de patrones de fracturas.Un punto importante de recordar se relaciona con el tamaño y el tipo de fracturas que se deberíaregistrar durante el análisis Scanline. Es en este punto que el mapeo de fracturas llega a sersubjetivo, puesto que la única regla disponible es mapear fracturas que parecen haberse extendidodurante la tronadura, o que parecen formar las superficies de los bloques tronados. Las fracturas demuy poca persistencia no parecen tener una fuerte influencia en la fragmentación, y las diaclasasque se han cementados juntas con cuarzo o calcita pueden no representar aún planos de debilidad.Las fracturas que no pertenecen a un grupo de diaclasas definido pueden ser inducidos por latronadura, y pueden ser ignoradas frecuentemente en e1 mapeo si la cara expuesta representa sólouna pequeña fracción del volumen total de la roca a tronarse.Después de obtener el espaciamiento de las fracturas, es útil determinar la forma de la distribuciónde las fracturas. Las dos distribuciones más comunes observadas son la normal o Gaussiana y laexponencial negativa. Se ha argumentado que las rocas más jóvenes tienden a mostrar ladistribución normal, mientras que las rocas más viejas, que han sido sujetas a repetidos esfuerzos yfracturamientos, tienden a mostrar más una distribución exponencial negativa. Se debe notar que laselección de la forma de la función de distribución influirá fuertemente en la distribución detamaño calculada de los bloques.La conversión de los datos de espaciamiento de fracturas a la distribución de tamaño de bloques insitu se efectúa usando la simulación de Monte Carlo para generar muestras grandes de bloques dedistintas dimensiones. Estos bloques se ordenan para determinar su ranking de tamaño de tamiz yuna estimación hecha de los pesos promedios de los bloques para cada tamaño de tamiz. La fig.3.1, por ej. , ilustra la distribución de tamaño de los bloques in situ para una mina, mostrando 3dominios estructurales marcadamente diferentes. Dentro de cada dominio, el espaciamiento yorientación de las fracturas y el número de los sub grupos de fracturas, varía considerablemente. ElDominio I muestra un fracturamiento intenso con un 5% en peso de material in situ que tiene un____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 28 -
  • 29. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________tamaño mayor que 1m. Para este tipo de roca poca fragmentación real se requiere del explosivo yla tronadura se realiza sólo para mejorar la excavabilidad y productividad del cargador.El Dominio III sin embargo, se caracteriza por su naturaleza masiva, con cerca de un 45% dematerial in situ con tamaño mayor que 1 m. Este material requiere un fracturamiento sustancialdurante la tronadura y se puede beneficiar considerablemente con el uso de un explosivo con altapresión de detonación, o sea, una emulsión o un acuagel. Al mismo tiempo, este tipo de roca esmuy adecuada para producir gran cantidad de sobre tamaño si la exactitud de la perforación esmala o si se produce una sobre quebradura sustancial.Uno de los aspectos más críticos de las tronaduras en cualquier tipo de roca es la selección deldiámetro del hoyo, ya que esto determina todos los otros parámetros tales como burden,espaciamiento, pasadura y taco. El diámetro es particularmente importante en masas rocosas conmuchas estructuras. Cuando se generan grandes cantidades de sobre tamaño en la tronaduras derocas con muchas estructuras, frecuentemente se considera beneficioso reducir el diámetro delhoyo.Cuando se usan diámetros pequeños, los hoyos se ubican más próximos y aumenta la probabilidadde tener una carga explosiva en cada bloque in situ (definido por los grupos de diaclasasprominentes).Esto es frecuentemente la única forma de lograr una fragmentación satisfactoria en rocas muyfracturadas.Como regla general los tipos de rocas masivas o de muchos bloques, tienen un requerimientoprincipal de fracturamiento con explosivo y esto se obtiene mejor de explosivos con alta velocidady presión de detonación. Estas características se encuentran en las emulsiones y acuageles. Lostipos de rocas con muchas fracturas tienen un requerimiento principal de levantamiento ydesplazamiento del explosivo, esto se obtiene mejor de explosivos con baja velocidad y presión dedetonación. Estas características se encuentran en el Anfo y el Anfo diluido.3.1.2 ORIENTACION DE LAS DIACLASAS.Bajo ciertas condiciones, la orientación de las diaclasas respecto a la orientación de la cara delbanco es de principal importancia. La orientación de las diaclasas es particularmente importantecuando la continuidad o persistencia de las diaclasas es alta, ya que bajo estas condiciones, grandeslajas de rocas se pueden mover y causar una mala fragmentación, desconexiones de las líneastroncales, sobre quiebre dificultoso, o caras finales inestables.Cuando un grupo de diaclasas prominentes está paralelo a la cara de la tronadura, la tronaduratiende a producir caras finales suaves, puesto que será difícil para la tronadura inducir fracturas quese propaguen a través de los planos de las diaclasas prominentes, y los gases de alta presión noserán capaces de penetrar detrás de los mismos planos.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 29 -
  • 30. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Dependiendo del buzamiento del grupo de diaclasas a la cara del banco vertical o casi vertical, sepueden encontrar problemas de fragmentación asociadas con cuñas deslizantes desde la nueva caradel banco diseñada (diaclasas inclinándose fuera de la cara). Dificultades adicionales defragmentación se pueden encontrar si la iniciación de los primeros hoyos produce un movimientosignificativo a lo largo de los planos de diaclasas, causando que los hoyos detrás de la fila iniciadase corten y la columna explosiva se interrumpa. En este caso, parte del explosivo puede que nodetone y la pila resultante será de material muy grueso. Este comportamiento es muy común y es larazón principal para diseñar tronaduras de tal manera que la carga de todos los hoyos se inicieantes de que cualquier carga detone, y también para la iniciación de los hoyos tanto en la partesuperior como inferior.El buzamiento de las diaclasas hacia dentro de la cara del banco posee pocos problemas asociadoscon deslizamiento o estabilidad de nuevas caras, pero frecuentemente produce considerableproblema para lograr un buen control del piso.En un grupo de diaclasas prominentes con un rumbo de 30 a 60º respecto a la dirección de la caradei banco, la tronadura puede producir una dilatación extensa de las diaclasas a considerabledistancia detrás de los limites de la tronadura. En estos casos, los gases de alta presión de laexplosión son capaces de penetrar a lo largo de las superficies de las diaclasas y dilatarlas,haciendo que la futura perforación y fragmentación efectiva sea muy difíciles.Cuando un grupo de diaclasas prominentes rumbea normal a la cara del banco, el riesgo de lajas derocas y sobre quebradura es menor respecto al caso anterior. Sin embargo, los planos de diaclasaspueden dilatarse, causando un gran agrietamiento superficial que se puede extender muchos metrosdetrás de la tronadura. Esto incrementa el problema de control de fragmentación en las tronadurasposteriores. Una complicación adicional asociada con la tronaduras de bancos alineadosperpendicularmente a la dirección principal de las diaclasas es la dificultad de obtener una caralimpia y regular para la perforaci6n de las tronaduras posteriores. Las caras tronadasperpendiculares a las diaclasas, producen caras muy irregulares a menos que se efectúen tronadurascontroladas (por ej. precorte).Las diaclasas dilatadas y prominentes poseen un serio problema para un control efectivo de lafragmentación, especialmente cuando están muy espaciadas, ya que ellas delinean bloques biendefinidos que son difíciles de aumentar. Inevitablemente, alguno de estos bloques caerán fuera dela cara sin fragmentarse. El requerimiento para el control de la fragmentación bajo estascondiciones es que el hoyo se deberá colocar en cada bloque, regresando al énfasis en el diseño dela tronadura para seleccionar el diámetro óptimo.Cuando se truena en roca con muchas estructuras, frecuentemente se obtiene mejor fragmentaciónsi la cara del banco está orientada paralela al rumbo del grupo principal de diaclasas. Los bancosorientados de esta forma producen un movimiento de la roca en dirección perpendicular a ladirección del rumbo, y generalmente resulta la formación de una cara que es limpia y uniforme,facilitando una perforación y tronadura fácil en las caras sucesivas. Sin embargo, se puede lograrconsiderable mejoramiento en fragmentación adoptando un diseño de hoyos con gran____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 30 -
  • 31. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________espaciamiento, cuando la relación espaciamiento burden se aumenta a 4:1 sin cambiar el área deinfluencia (Burden x espaciamiento) de cada hoyo. Esta configuración ayuda en tener un hoyoubicado en cada bloque.La principal excepción a esta regla es para la situación donde el espaciamiento de las diaclasas escasi igual o mayor que el espaciamiento de los hoyos. En esta configuración la tronadura desde unacara perpendicular al rumbo de las diaclasas frecuentemente da mejor fragmentación y una caramás limpia y estable, ya que cada bloque tiene al menos una carga explosiva. En este caso, espreferible el diseño equilátero.3. 1.3 PROPIEDADES FISICAS Y MECANICAS.Por lo general, la aplicación de estos datos se limita a modelamiento de la fragmentación y dañoproducido por la tronadura. Las propiedades principales físicas y mecánicas que se usancomúnmente en e1 modelamiento de tronaduras son:1. Módulo de Young.2. Indices de resistencia (de compresión y tensión estática)3. Densidad de la roca.4. Porosidad de la roca.5. Propiedades sísmicas (velocidades de propagación)El término dureza se usa frecuentemente y probablemente se define mejor en términos de unacombinación de resistencia a la compresión y la densidad del material.Módulo de YoungLas propiedades elásticas de una roca definen la forma de deformación de la masa rocosa cuandoestá sujeta a las fuerzas ejercidas por los gases de explosión en el hoyo. Idealmente, laspropiedades se deberían referir al comportamiento de la masa rocosa, pero las propiedades de lamasa son muy difíciles de medir. Como resultado de esto, se usan generalmente mediciones delaboratorio hechas en muestras de rocas intactas, y se ajustan de acuerdo al grado de estructuras enla masa rocosaEl módulo de YOUNG (E), para una roca en una compresión uniaxial, se define como la relacióndel esfuerzo axial a la deformación axial, y es por eso la medida de la cantidad de deformación endimensión que una roca puede resistir antes de fallar. El valor obtenido de esta forma es el módulode Young estático, debido a que la relación de carga de la muestra es tan baja que puede serefectivamente estática. El módulo dinámico se puede determinar de prueba sísmicas en la muestra,obtenida de medidas de las velocidades de ondas compresional y de corte para el material. Esto esfrecuentemente muy difícil ya que la identificación de una onda de corte en el análisis sísmico esfrecuentemente muy subjetiva. Como se muestra en la ecuación (23), el conocimiento de E ayudaen la estimación del nivel de esfuerzo inducido en la roca en virtud de la vibración propagada o laonda de choque____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 31 -
  • 32. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Resistencia de la Roca.La resistencia de la roca se usa indirectamente en muchos modelos a través del término empírico“factor de la roca”.Tal vez la mayor influencia de la resistencia de la roca está en controlar el grado del daño y sobrequebradura producida por el explosivo. Este control es posible en virtud de la relación entre losniveles de esfuerzos inducidos y deformaciones, y la velocidad peak de partícula, PPV. PPV ε= (21) Vp σ ε= (22) E E * PPV σ= (23) Vpdonde ε es la deformación de la roca, Vp es la velocidad de propagación de las ondas P, E es elmódulo de Young y σ es el nivel de esfuerzo inducido.Usando estas ecuaciones, y las observaciones de terreno, es posible tener 1os niveles máximos devibración que se pueden inducir antes que ocurra e1 fracturamiento, y la extensión del sobrequiebre detrás de la tronadura. Estas influencias se cubren en detalle en la Sección 6.2.Densidad.La acción del explosivo en la tronadura debe producir rompimiento y desplazamiento de laspartículas quebradas. La efectividad del explosivo estará, por lo tanto, influenciada por laresistencia de la roca y la masa de la roca que constituye el burden de los hoyos. Un aumento de ladensidad en volumen está a menudo acompañado de un aumento de la resistencia en volumen de laroca, especialmente cuando el aumento de la densidad se debe a una disminución del grado defracturas y la fracción de huecos. Invariablemente, a medida que aumenta la densidad, tambiéndebe aumentar la deformación o energía de choque requerida para aumentar la iniciación de lasfracturas y obtener una fragmentación aceptable.El aumento de la densidad de la roca aumenta la inercia del burden de manera que rocas de altadensidad (por ej. magnetita y hematita) requieren una cantidad aumentada de levantamiento deexplosivo para producir pilas fácilmente excavables. Esto es aplicable aún cuando la roca está muyfracturada y la fragmentación no se considera un problema. Los tipos de roca de alta densidad por____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 32 -
  • 33. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________lo tanto demandan una reducción del tamaño de la malla o un aumento del factor de carga paralograr resultados de tronadura aceptables.Para masa de roca de alta resistencia (por ej. rocas volcánicas e ígneas), la decisión de usarexplosivos de alta potencia a menudo se aumenta. Cuando las rocas de alta resistencia están conuna baja cantidad de diaclasas o los grupos de diaclasas están muy espaciados, hay un considerablebeneficio al seleccionar un explosivo con mayor potencia en volumen. Un argumentofrecuentemente propuesto es tratar e igualar las impedancias de la roca in situ con la impedanciadel explosivo, Z, definido como: Z = ρ *Vp (24)donde ρ es la densidad ya sea de la roca o de la carga explosiva, y Vp es la velocidad depropagación (velocidad de la onda p para la roca, velocidad de detonación para el explosivo)Típicamente, una roca ígnea dura tal como el granito tendrá una densidad y una Vp de 2,6 gr./cc y5000 m/s respectivamente. En contraste, el Anfo cargado por gravedad en el hoyo tiene unadensidad y una velocidad de detonación de 0.82 gr./cc y 3300 m/s respectivamente. Siempre queno se pueda lograr una perfecta semejanza entre las impedancias de los tipos de rocas duras con lasde los explosivos comerciales, la que más se acerca es la emulsión, y este mejor acercamiento estágeneralmente acompañado con una mejor fragmentación.La teoría de la semejanza de las impedancias no debe tomarse como una regla estricta, ya que lamatemática simple sugiere que aun en rocas ígneas muy fracturadas ( ρ volumen = 2,1 gr./cc, Vp=2500m/s), la emulsión se asemeja mejor que el Anfo. En estas situaciones, la energía de levantamientoadicional del Anfo por lo general proporciona mejor funcionamiento en términos de productividaddel cargador del que se obtiene con el uso de la emulsi6n y los costos son menores con el Anfo.3.l.4 INDICES DE TRONABILIDAD.Lilly.Lilly (1986) desarrolló un índice de tronabilidad basado en una combinación de propiedades físicasy estructurales de la masa rocosa a ser tronada. Este índice tiene una base similar que el sistema declasificación de la roca desarrollado por Bieniawski, Barton y Hansagi, y que se usó con el modeloKuz-Ram desarrollado por Cunningham (1983). Estos factores, y su ranking, se muestran en latabla 3.1, y debe notarse que el índice está fuertemente inclinado hacia la naturaleza y orientaciónde los planos de debilidad de la masa rocosa. BI = 0. 5 (RMD + JPS + JPO + SGI + H) (25)donde BI es el índice de tronabilidad y loa otros términos se explican en la tabla 3. l.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 33 -
  • 34. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Lilly también relacionó su índice a la constante de la roca A, requerido para ingresar al modeloKuz-Ram: A = 0.12 BI (26)La aplicación del índice de tronabilidad puede esperarse que sea específico para un lugar, pero paralas minas de hierro en Pilbara, Lilly encontró que el índice está en un rango desde 20 para calizasdébiles a 100 para hematitas masivas de alta densidad. En estas aplicaciones, el índice secorrelacionó con un factor de energía para determinar la cantidad y potencia del explosivo quemejor se adecuaba a los tipos de rocas a ser tronadas. Grandes tronaduras que contenían variostipos de rocas y procedimientos de carguío, se adecuaron a las condiciones de roca de cada zona.La correlación de Lilly con el factor de energía fue de la forma: Factor de energía = 0.015 BI (27)donde el factor de energía se expresa en MJ/ton. Una vez calculados los requerimientos de energía apropiados, se seleccionan las longitudes decargas y las potencias de los explosivos para proporcionar la máxima altura de columna deexplosivo sujeta a la restricción de un mínimo de largo de taco y un diámetro de hoyo fijo.La importancia relativa de los diferentes parámetros para decidir la fragmentación producida porla tronadura está subrayada en el índice de Lilly. La dureza de la roca, por ej., se usa directamente,aunque la aplicación es empírica, requiriendo el operador asignar el factor en la escala de l a 10.Este factor sin embargo, tendría sólo poca influencia en el índice total de tronabilidad, sugiriendoque la resistencia de la roca no juega un rol importante en determinar la fragmentación. Esto es, talvez, debido a las presiones extremas generadas aún por los explosivos de baja potencia. El Anfo,por ej., genera una presión de hoyo de casi 2 GPa, comparados con la resistencia a la tensión de laroca que no es más de 30 MPa. PARÁMETRO VALORDescripción de la masa rocosaQuebradizo/Desmenuzable 10Se fractura en bloques 20Totalmente masivo 50Espaciamiento de los planos dediaclasas (JPS)Cercanos (<0.1 m) 10Intermedio (0.1 a 1m) 20Amplio (> 1m) 50Orientación de los Planos de____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 34 -
  • 35. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Diaclasas (JPO)Horizontal 10Inclinación hacia fuera de la cara 20Rumbo normal a la cara 30Inclinación hacia adentro de la cara 40del bancoInfluencia de La gravedad SGI = 25*SG - 50Específica (SGI) (Donde SG está en ton(m3)DUREZA (H) 1 - 10Tabla 3.1. Valores para los parámetros del Indice de tronabilidad (después de Lilly, 1986).Al asignarle al efecto de los planos de diaclasas horizontales un valor de sólo 10, Lilly reconoce e1impacto relativamente menor que este tipo de diaclasas tiene en la fragmentación. Por el contrario,al asignarle un valor de 40 a 50 para las diaclasas muy espaciadas, tipos de rocas masivas ydiaclasas que buzan hacia dentro de la cara, reconocen el impacto significativo que cada uno deestos factores puede tener en la fragmentación y en el funcionamiento de la tronadura.Afrouz.Afrouz et al (1988) define un índice de tronabilidad basado directamente en el sistema declasificación de la masa rocosa de Bieniawski, en conjunto con el criterio de falla empíricodesarrollado por Hoek & Brown (1980). El método es poco conocido, y los papers técnicos quepresentan el modelo proporcionan poco soporte de terreno. El método, sin embargo, está máscercano a la investigación y está muy unido con las teorías desarrolladas por Langefors &Kihlstrom (1978).El índice de tronabilidad de Afrouz, se define como: 2 ε= (28) mi e ( RMR −100 ) / 14 − (m e i ) ( RMR −100 ) / 14 2 + 4e ( RMR −100 ) / 6.3donde m es la constante de la roca intacta de Hoek & Brown (1980) y que varía de 7 a 25 paraespecímenes libres de diaclasas, RMR es e1valor dado por la clasificación de la masa rocosa deBieniawski y que varía de 20, para rocas débiles, a 100 para rocas con altas resistencias.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 35 -
  • 36. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________En su paper, Afrouz (1988) presenta tablas de valores para diferentes tipos de rocas. El índice deAfrouz es también igual a la relación entre la resistencia a la compresión y la resistencia a latensión de manera que Afrouz cree que la resistencia de la roca tiene una mayor influencia en lafragmentación, junto con la condición de la masa rocosa como la definió Bieniawski. Después deestimar el índice de tronabilidad, Afrouz desarrolló una relación entre el índice y la cargaespecifica o factor de carga q, usando la aproximación de Langefors & Kihlstrom (1978). Larelación desarrollada es: B 1.04 5.2   1.5B  q= 0.20 + + ε  1+ H  (29) S ε  donde B es el burden, S es el espaciamiento y H es la altura delbanco.Para los cálculos de los parámetros B, S & H, Afrouz usa el método desarrollado por Langefors &Kihlstrom (l 978) cubierto en más detalle en la sección 4.3.2 INFLUENCIA EN LA ESTABILIDAD.La masa rocosa detrás y en la vecindad de cada talud es única en términos de resistencia,características de las discontinuidades y la condición del agua subterránea. Se ha desarrollado unnúmero de sistemas de clasificación de la masa rocosa que permite una asignación práctica ycuantitativa de la condición de la masa rocosa y luego la estabilidad de la masa rocosa aplicada avarias situaciones. Los sistemas de clasificaci6n Q (Barton, 1974) y CSIR o RMR (Bieniawski,1974) son probablemente los más conocidos y los más aplicados. Dos de estas clasificacionesfueron originalmente para la necesidad de asignar estabilidad y cuantificar los requerimientos desoporte para masa rocosa en operaciones subterráneas. Sin embargo, ellas han sido usadasexitosamente para describir y cuantificar la masa rocosa en operaciones de superficie.La evaluación de una masa rocosa en una manera sistemática por medio de un sistema declasificación permitirá una primera evaluación adecuada de las probables influencias de latronadura en la estabilidad de los taludes adyacentes. No es la intención de este texto atiborrar allector con el uso de los sistemas de clasificación o discutir las caídas o problemas con el uso de unaclasificación. El lector interesado y el usuario potencial no familiarizado deben buscar la literaturaclásica tal como la de Hoek & Bray (1981) para una discusión más detallada que general de estostópicos.Una breve discusión que cubre alguna de las propiedades más importantes que afecta a laestabilidad de una masa rocosa bajo la influencia de la vibración de la tronadura y la sobre presiónse dan más adelante.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 36 -
  • 37. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________3.2.1 GEOMETRIA DEL TALUD & DISCONTINUIDADES DE LA MASA ROCOSA.La geometría de un talud relativo a las discontinuidades de la masa rocosa es la consideración másimportante cuando se está tomando en cuenta la estabilidad del talud bajo la influencia de lavibración de la tronadura. Se puede mostrar fácilmente (por consideración de la resistencia de laroca y los esfuerzos), que una masa rocosa masiva formará un talud muy alto y pendiente que esestable aún bajo las condiciones más severas de vibración de tronadura fuera de la zona defracturas inducidas por la tronadura. La vibración de la tronadura tiene el potencial de causarfallamiento de la masa rocosa cuando se toman en cuenta las discontinuidades existentes. Procesosaislados simples de fallamiento y procesos múltiples complejos de fallamiento son posibles bajo lainfluencia de tronaduras que generan vibraciones. La vibración de tronadura, sin embargo, seconsidera la mayoría de las veces que resulta en modos de fallamiento simples y localizados(cuando la orientación y condición de las discontinuidades son favorables para el fallamiento).La condición, la frecuencia y orientación de las discontinuidades, fijarán si el fallamiento es o noposible. El modo de fallamiento estará determinado por la orientación (y frecuencia) de lasdiscontinuidades respecto al talud. Los factores con respecto a las discontinuidades o condicionesde las diaclasas que influyen en la estabilidad incluyen a la rugosidad de las diaclasas, persistencia,el relleno de las diaclasas o salbandas, la condición de meteorización, la resistencia de la roca y lapresencia o ausencia de humedad. Los sistemas de clasificación de la masa rocosa permiten unaevaluación cuantitativa de estos parámetros para que la estabilidad de la masa rocosa se puedavalorar.El fallamiento circular de la masa rocosa sujeta a la vibración inducida por la tronadura es posiblesólo cuando la masa rocosa tiene diaclasas muy próximas. Un valor numérico llamado Designaciónde Calidad de la Roca (RQD) se usa en los sistemas de clasificación de la masa rocosa paracuantificar el grado de fracturamiento de ella. El RQD normalmente se determina por medicionesen el testigo de los sondajes. Sin embargo, es posible obtener una estimación confiable de RQD dela exposición de un talud. Para una falla de tipo circular que resulta de la vibración inducida poruna tronadura, se considera que la masa rocosa debería tener un RQD menor del 40%. La presenciade agua y de material blando puede contribuir al potencial fallamiento.Los fallamientos del tipo cuñas y bloques son posibles cuando dos o más diaclasas se interceptan.Para que este tipo de fallamiento ocurra, el plano de fallamiento debe interceptar el talud de la rocaa un ángulo mayor que el ángulo de fricción del plano de fallamiento. Además el bloque o la cuñadeben tener una discontinuidad “liberada”. El tamaño del fallamiento potencial y de hecho elpotencial del fallamiento dependerá del espaciamiento de las discontinuidades.Otros formas de fallamiento son los fallamientos planos, los “toppling” y los “ravelling”(desmoronamiento). La vibración de tronadura se considera que tiene el potencial de inducirfallamiento de estas formas cuando las condiciones geológicas y de taludes son tales que estasformas de fallamiento son posibles.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 37 -
  • 38. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Es posible calcular la condición a la cual las fuerzas que inducen el fallamiento son iguales a lasfuerzas que lo resisten para la mayoría de las formas de fallamientos. La relación de las fuerzasresistentes a las fuerzas que inducen el fallamiento se define como el factor de seguridad. Estevalor se usa para comparar la estabilidad de los taludes. Un factor de seguridad mayor que launidad indica que el talud está estable bajo las condiciones definidas. Para propósitos de diseños ydependiendo de la importancia del talud, normalmente se requiere un factor de seguridad mayorque l.2. La vibración inducida por la tronadura tenderá a bajar el factor de seguridad calculada parael talud. La cantidad por la cual el factor de seguridad se baja, estará influenciada por el grado devibración y las condiciones de la masa rocosa. Lilly propuso (1992) que la aceleración de lavibración es lo más importante cuando se considera la influencia de la tronadura en el factor deseguridad del talud, lo que se discute más detalladamente en la sección 6.1.3.2.2 ESFUERZO Y RES1STENCIA AL CORTE.La resistencia al corte de la superficie del fallamiento potencial puede ser considerada unparámetro muy importante respecto a la estabilidad de taludes. Para hacer una evaluaciónconfiable de la estabilidad es importante seleccionar una resistencia al corte apropiada para lasuperficie del fallamiento potencial. La resistencia al corte peak de una discontinuidad planar sedefine como: Γ = c + σTanΦ (30)donde c es la cohesión, Γ es el esfuerzo normal, y Φ es el ángulo de fricción, como se muestra enla fig. 3.2.Cuando la resistencia cohesiva se pierde, la resistencia de la discontinuidad tiende hacia laresistencia residual y el ángulo de fricción se reduce para llegar a ser el ángulo residual de fricción.Cuando la presión del agua se introduce, e1 esfuerzo normal efectivo se reduce y la resistencia alcorte se convierte en: Γ = c + (σ − u )TanΦ (31)donde u es la presión del agua.Si la discontinuidad está inclinada, la relación entre los esfuerzos de corte y normal aplicados seconvierten en: Γ = c + σTan(Φ + i ) (32)donde i es la inclinación de la discontinuidad relativa al esfuerzo de corte.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 38 -
  • 39. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Se puede demostrar que para que ocurra un corte en una discontinuidad con proyecciones, debeocurrir también un desplazamiento normal a la discontinuidad. En otras palabras, se requiere unadilatación de la superficie de las diaclasas.La vibración inducida por 1a tronadura ocasionan que la masa rocosa diaclasada se dilate. Amedida que la dilatación ocurre, la resistencia al corte de la superficie de la discontinuidad baja ypodría ser sobrepasada para resultar en un fallamiento. Esto dependerá de la orientación de lasuperficie de la diaclasa y de la condición de la discontinuidad (rugosidad, relleno/salbanda y de lahumedad). Cuando las superficies de las diaclasas son rugosas, la velocidad de partícula peakrequerida para inducir fallamiento, deberá ser mayor. Un juicio ingenieril del potencial defallamiento por este mecanismo podría ser hecho durante una clasificación detallada de la masarocosa. Debe notarse que el modelo presentado arriba está simplificado y no toma en cuenta elcorte de las proyecciones Se considera extremadamente improbable que un mecanismo defallamiento relacionado a la dilatación sea aplicable a un gran fallamiento de talud a menos que lamasa rocosa esté muy diaclasada. Sin embargo, cuando la tronadura se efectúa inmediatamentecontra un talud, o la tronadura se usa para exponer un talud final, el efecto de la dilatación puedeafectar todos los bancos, especialmente cuando se usan hoyos de gran diámetro (> 300 mm). Estemecanismo de falla es probablemente el más aplicable a los bloques en o cerca de 1a superficiedonde los esfuerzos normales son bajos o inexistentes.La salbanda o relleno blando se presenta comúnmente en la superficie de las diaclasas. Cuando elrelleno de las superficies de las discontinuidades es de un grosor mayor que la magnitud de laprotuberancia más grande, la resistencia al corte de la discontinuidad será controlada por elmaterial blando. Podría esperarse que la vibración reduce la resistencia de corte peak de ladiscontinuidad. Cuando se evalúa la estabilidad de un fallamiento potencial debido a la vibracióninducida por la tronadura, deben tomarse en cuenta las propiedades de la resistencia al corteresidual de la superficie de la discontinuidad.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 39 -
  • 40. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________3.2.3 RESISTENCIA.La resistencia de una roca es función de un número de factores que incluyen el origen, mineralogíay el estado de la meteorización. Rangos típicos de resistencia usados para la clasificación deresistencia de rocas están dados en la Tabla 3.2. CLASIFICACION DESCRIPCION UCS (MPa) MUY DEBIL Se puede cortar con un 1 - 25 cuchillo MODERADAMENT Un golpe fuerte con un 25 – 50 E DEBIL martillo provoca una marca profunda MODERADAMENT Marcas poco profundas 50 – 100 E FUERTE con un golpe firme del martillo FUERTE La muestra se quiebra 100 – 200 con el golpe firme del martillo. MUY FUERTE Se requieren muchos + 200 golpes para quebrar la roca.TABLA 3.2 Tabla de resistencia de la roca. La resistencia de la masa rocosa es improbable que influya en la estabilidad de un talud bajo lacarga de la vibración inducida por la tronadura cuando el talud cae fuera de la zona de daño de latronadura. Sin embargo, la variación local de la resistencia del material, particularmente depequeñas irregularidades y protuberancias en las superficies de las diaclasas, pueden posiblementeinfluir en la estabilidad del talud. Cuando están sujetas a vibraciones y movimientos, lasprotuberancias débiles tenderán a cortarse, reduciendo por lo tanto la resistencia al corte de ladiscontinuidad (tenderá hacia la resistencia residual de la discontinuidad)3.3 INFLUENCIA DEL IMPACTO AMBIENTAL.El impacto de la tronadura en el medio ambiente se distribuye a través de la vibración inducida, yla sobre presión de la explosión al aire. Para una extensión mayor o menor, ambos efectos estáninfluenciados por las propiedades de la roca aunque estos efectos son muy incontrolables por eloperador. Probablemente las mayores influencias, y las únicas que se pueden controlar, son eldiseño y la geometría de 1as tronadura.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 40 -
  • 41. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________3.3.1 VIBRACION DEL SUELO.A medida que una onda sísmica se propaga a través de un medio, su amplitud disminuye comoresultado de la acción combinada de dos factores: propagación geométrica y pérdidas por fricción.La propagación geométrica no produce pérdida de la energía vibracional sino que describe ladispersión geométrica de la frente de onda que se expande, la que puede variar de planar (en uncampo muy cercano), a cilíndrica (campo mediano) a esférica (campo lejano) para columnas largasde explosivos tales como se encuentran en las operaciones de tronaduras en bancos.Las pérdidas friccionales toman en cuenta la pérdida de la energía vibracional a través de un mediono elástico. Es una característica de la roca, que también está influenciada por las estructuras.Rocas de módulos altos, de alta competencia exhiben una baja fricción interna y se puedeaproximar al comportamiento elástico. A medida que el módulo y la competencia decrecen, laspérdidas friccionales aumentan y ocurre una atenuación más rápida de la energía vibracional.Se han usado varias ecuaciones para describir la pérdida en la amplitud A de una onda vibracional,siendo las más comunes: A = K * e −αx (34) A = K * e−β (35) a = K * x − β eαx (36)donde K, α y β son constantes especificas del lugar y x es un término de distancia escalar.Cada ecuación está restringida en su aplicación por las suposiciones detrás de su deducción. La ec.34 se aplica en el caso de una onda plana que se propaga a una frecuencia fija. La ec. 35 supone uncomportamiento elástico (sin pérdida friccional). La ec. 36, que incorpora mecanismos de pérdidasfriccionales y geométricos, supone una frecuencia fija de vibración implicando que no existeningún pulso ampliado con el aumento de la distancia de la propagación.Se puede observar fácilmente que la frecuencia de la onda diminuye con el aumento de la distanciade propagación, siendo la rapidez de disminución fuertemente influenciada por la naturaleza de lamasa rocosa a través de la cual viaja la onda. Por lo tanto, las suposiciones concernientes a lafrecuencia de una onda simple no se pueden considerar válidas. Igualmente, las suposiciones de laonda planar no son válidas excepto muy próxima al hoyo, de manera que la ecuación másapropiada para abarcar tanto e1 efecto de la pérdida friccional como el efecto de la dispersióngeométrica es la ec. 36, aunque ésta aún no describe la frecuencia del pulso.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 41 -
  • 42. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El modelo más exhaustivo para describir la variación en la amplitud de la vibración y la frecuenciaa medida que la onda de vibración se propaga a través de la roca, es la desarrollada por Kavetsky etal (1990).Para una aproximación razonable, las dos influencias de atenuación se pueden modelar por unacurva exponencial similar a la ec. 35, donde el exponente β es el efecto suma tanto de la pérdidafriccional y de la dispersión geométrica. Esta es la ecuación más comúnmente usada, generalmenteexpresada en la forma: −α  D  PPV = K   (37)  Wt   donde D es la distancia entre el monitor y la tronadura, Wt es el peso del explosivo por retardo. Kes una constante del lugar, el término D / Wt se refiere a la distancia escalar y α también es unaconstante que combina las pérdidas friccionales y geométricas.Debido a que la ecuación de la distancia escalar combina la influencia de la pérdida friccional y ladispersión geométrica, el exponente variará de acuerdo a las condiciones del lugar y tendrá unvalor que debe ser siempre mayor que l (ya que un valor de α = 1 representa el caso de unadispersión esférica sin tomar en cuenta la pérdida friccional) y comúnmente en el rango de 1.5 a1.8. Tipos de rocas masivas y competentes tendrán un valor de α menor que para tipos de rocasfracturadas, meteorizadas o de baja resistencia.Una influencia adicional de la condición de la roca en el nivel de vibración inducido en el subsuelose puede observar a través del coeficiente K en la ecuación de la distancia escalar. El término Kdescribe la amplitud inicial del choque o pulso de vibración a alguna distancia muy próxima alhoyo. Por lo tanto, es dependiente del peso del explosivo por metro de hoyo y de la potencia delexplosivo en el hoyo.Estudios recientes (McKenzie et al, 1992), sin embargo mostraron que el valor del coeficiente Kpuede estar también influenciado por el grado de confinamiento de la carga. El grado deconfinamiento, a su vez, está influenciado por las propiedades de resistencia y estructurales de laroca que rodea al hoyo. Por lo tanto es bastante probable que en una tronadura de muchos hoyos,hoyos diferentes producirán diferentes amplitudes de vibración, a pesar de un carguío “idéntico”,debido a diferentes condiciones de roca, diferentes dimensiones de burden, diferentes grados desobre quebradura de los hoyos previos, etc.3.3.2 SOBRE PRESION DE TRONADURAS DE AIRE.La sobre presión por tronaduras de aire es una consecuencia inevitable en cualquier tronadura. Aúnen tronaduras muy profundas, donde no hay eyección de taco o estallido de material, genera sobrepresión. Las propiedades de la roca tienen la habilidad de influenciar a la sobre presión a través de____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 42 -
  • 43. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________dos mecanismos separados: uno relacionado con la vibración y otro con el venteo de los gases dela explosión.Se ha demostrado (McKenzie, et al, 1990) que la vibración del suelo por sí misma produce sobrepresión. La sobre presión más alta, por lo tanto, se producirá en la cara del banco donde los nivelesde vibración son mayores. Estos niveles de sobre presión se atenuarán a través de los procesosnormales. Los factores de roca que influyen en el nivel de vibración en la cara del banco, influirán,por lo tanto, en los niveles de sobre presión inducidos de esta forma.La segunda influencia de las propiedades de la roca es en el venteo de los gases de alta presión dela explosión. El venteo se promueve en tipos de roca que son altamente diaclasadas, y esparticularmente prominente en tipos de rocas que contienen oquedades o cavidades. En este tipode roca, las cargas explosivas deben tener un burden adicional para evitar la sobre presión alta oproyección de rocas. Alternativamente, a las cargas se le puede incorporar taco de aire, o se puedendesacoplar en un intento de reducir la presión de hoyo peak, y por lo tanto el venteo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 43 -
  • 44. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________4. DISEÑO DE TRONADURAS.Los factores principales asociados con el diseño de tronaduras en banco se pueden resumir comosigue:1. Diámetro del hoyo.2. Malla de tronadura (burden y espaciamiento).3. Largos de la pasadura y el taco.4. Tipo de explosivo y factor de carga.5. Secuencia de la iniciación y tiempos de retardo.6. Tipo y tamaño del iniciador.Típicamente, la tronadura en cualquier lugar, tendrá un requerimiento particular tales comofragmentación, control del perfil de la pila tronada, control del piso, o control del medio ambiente.Este control se logra a través de ajustes de uno o más de los factores de diseño nombradosanteriormente, haciendo el trabajo de optimización del diseño una tarea muy específica del lugar.Como tal, no deben haber reglas estrictas para la selección de todos los factores mencionados, yaque el número y el grado de interacción entre los factores son casi infinitos.Lectores interesados pueden leer a Hemphill (1981) y Afrouz (1988), para buenas revisiones devarias fórmulas de diseño de tronaduras y a Langefors y Kihlstrom (1978) para una muy buenaaproximación teórica al diseño de tronaduras.4.1 DIAMETRO DE LOS HOYOS.En muchos aspectos el diámetro de los hoyos es el factor de diseño más crítico, ya que la mayoríade los otros factores están tradicionalmente relacionados a esta dimensión. Cuando se selecciona eldiámetro de hoyo los factores principales involucrados en la decisión son:1. Costo específico de la tronadura ($/m3 de roca tronada).2. Fragmentación y la relación entre el espaciamiento de los hoyos y de las fracturas.3. Control de la exactitud de la perforación, y su efecto en la fragmentación, seguridad e impacto ambiental.4. Tamaño de la perforadora y la accesibilidad al sitio.5. Altura del banco y la proporción del hoyo requerido para el taco.Cuando el espaciamiento de las fracturas no es un factor crítico, el diámetro de hoyo se puedeseleccionar sobre la base de la exactitud, velocidad y costo de perforación. El diámetro de hoyoóptimo se relaciona frecuentemente a la altura del banco o a la longitud requerida de hoyo, ya quevarias fuentes diferentes de desviación de perforación se relacionan a lo largo del hoyo perforado.Inherentemente, una perforación exacta se obtiene usando el diámetro de hoyo más grandeoperacionalmente y perforando hoyos lo más corto posible consistente con la perforación eficiente.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 44 -
  • 45. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Cuando el espaciamiento de fracturas es un factor crítico que influye en el resultado de latronadura, el diámetro se elige tan pequeño como sea posible para asegurarse que espaciamiento yburden intercepten tantos bloques como sea posible. El grado al cual el diámetro se puede reducirdependerá del largo de hoyo requerido y del costo de perforación. Debe notarse que con diámetrosgrandes y mallas pequeñas, se requerirán tacos intermedios para reducir la cantidad de explosivospor hoyo, lo que es considerado indeseable.El aumentar el diámetro tiende a reducir el costo total de perforación y tronadura, pero se pierdealgún grado de control sobre la fragmentación, daño e impacto ambiental. Mallas de tronaduraperforadas con diámetros grandes requieren por lo general un factor de carga más alto que mallasperforadas con diámetros más pequeños para compensar la mala distribución del explosivo a travésde la roca.Como una guía empírica el diámetro de hoyo deberá estar entre 0.5% y 1% del largo requerido dehoyo (por ej. , una longitud máxima de hoyo = 100 a 200 veces el diámetro). Hoyos de diámetromás pequeño que esto (y su correspondiente burden y espaciamiento más pequeño) entregará mejorfragmentación, menores vibraciones y permitirán el uso de perforadoras más livianas y móvilespero probablemente aumentarán el costo de perforación. hb = 150d (38) hb d= 150donde hb es la altura de banco (m) y d es el diámetro de hoyo (m).4.2 TAMAÑO DE LA MALLA DE TRONADURA.El espaciamiento y burden de tronadura se debe seleccionar para adecuarlo a la condición local dela roca y en particular al espaciamiento de fracturas. Esto es particularmente importante cuando elespaciamiento de fracturas está en el intervalo de 1 a 5 m, cuando es inevitable que algunosbloques, en los cuales no se perforó ningún hoyo, rodará fuera de la tronadura sin fragmentarse yprovocará dificultades de fragmentación y excavación.4.2.1 SELECCIÓN DEL BURDEN.La regla más simple para estimar las dimensiones del burden es la siguiente ecuación: Burden = K Diámetro B =K (39) d____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 45 -
  • 46. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________donde B es el burden (m) y d es el diámetro del hoyo (m) y la constante de proporcionalidad Kvaría de 20 a 40.Usando esta relación, el burden para un hoyo de 102 mm de diámetro puede esperarse que esté enel rango de 2 a 4 m, dependiendo de otros factores tales como la altura del banco y las condicionesde la roca.Análisis recientes de métodos de estimación práctica de las dimensiones del burden se hanrealizado por Rustan (1990), quien concluyó que las dimensiones del burden eran diferentes paraoperaciones de superficie y subterráneas, con burdens en operaciones subterráneas menores que enlas de superficie. Rustan presentó dos ecuaciones, cada una de las cuales simplemente relaciona elburden con el diámetro de hoyo. (superficie) Bopt = 18.1d 0.689 (40) 0.630 (subterránea) Bopt = 11.8ddonde Bopt es el burden óptimo (m) y d es el diámetro de hoyo (m).Usando la fórmula de Rustan, el burden para un hoyo de 102 mm de diámetro, se espera que sea de3.7 m de promedio. Rustan también entrega rangos máximos y mínimos para su ecuación,estableciendo que el burden máximo se espera que sea alrededor de un 50% mayor que el dado porla ecuación, y el mínimo un 35% menor que el dado por la ecuación de más arriba.Sin embargo, se han desarrollado relaciones más complejas y que han demostrado ser buenosestimadores. Tienen la ventaja principal que toman en cuenta distintas densidades y potencia enpeso de los explosivos usados en los hoyos. Langefors & Kihlstrom (1978) presentan unaderivación del burden máximo (Bmax en m) que depende de la densidad de carga ( ρ eff en kg/m3), lapotencia en peso del explosivo (ws, como un % relativo al Anfo), la contante de roca Sueca (c,kg/m3) y la relación espaciamiento/burden, S/B (como se perfora). La ecuación (41) se deriva de lade Langefors & Kihlstrom para uso general en banco y en túneles. ρ eff ws Bmax = 0.088d c( S / B)o alternativamente (41) Bmax ρ eff ws = 0.088 d c ( S / B)____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 46 -
  • 47. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Como un ejemplo, en una tronadura en cantera, usando un diámetro de hoyo de 102 mm y Anfo( ρ eff = 850 kg/m3), se puede lograr un burden máximo de 3.6 m en una roca con una constante c =0.45, y una relación S/B de 1.15 (malla equilátera). El Bmax decrecería a 3.1 m en condicionesdonde la constante de roca se aumente a 0.6 (condiciones de tronadura más difíciles debidogeneralmente a las diaclasas). Como guía general el valor apropiado para el factor de roca es elmismo que para el factor de carga, expresado en kg/m3. (Sección 3.1.4).Sin embargo, cuando se usa la ecuación (41), note que el factor de roca sueco tiene las mismasunidades que el factor de carga. En la práctica el autor ha encontrado que los mejores resultados seobtienen de esta ecuación cuando el factor de roca tiene el mismo valor que el diseñado o factor decarga nominal. Esto es equivalente a decir que el factor de roca o tronabilidad se define mejor entérminos del factor de carga requerido para obtener los resultados deseados. La tronabilidad por lotanto llega a ser dependiente no sólo de las propiedades de la roca sino que también de losrequerimientos para el levantamiento y la fragmentación.En la práctica, los burdens operativos reales están frecuentemente alrededor de un 10 a 29% menosque el valor máximo calculado usando las ecuaciones anteriores, para efectuar un mejor controlsobre la fragmentación y para lograr un adecuado esponjamiento para facilidad de la excavación.El burden máximo calculado frecuentemente produce una fragmentación demasiado gruesa para eltamaño particular del chancador y tipo de excavador usados en minas y canteras. ρ eff ws B min = 0.066d c ( S / B)o alternativamente (42) Bmin ρ eff ws = 0.066 d c( S / B)donde Bmin es el burden mínimo aconsejable (m).Cuando se reduce el burden sin embargo debe recordarse que hay límites prácticos debajo del cualel burden no se debe reducir. La dimensión limítrofe es aquella que produce fuerte estallido de lacara del banco. En la fila frontal de hoyos, esto produce altos niveles de sobre presión detronaduras de aire y una alta probabilidad de proyecciones de roca a mucha distancia. En las filassucesivas de hoyos, burdens pequeños provocan interacción entre las cargas, produciendoposiblemente ya sea iniciación por simpatía, cargas insensibilizadas o cortes en columnas de cargasadyacentes. El burden mínimo aconsejable Bmin es aproximadamente un 25% menor que elmáximo recomendado, como se muestra en la ecuación (42).____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 47 -
  • 48. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________4.2.2 SELECCIÓN DEL ESPACIAMIENTO.La selección del espaciamiento de hoyos de tronadura está generalmente relacionada al burden.Siempre que sea posible, es recomendable que se use una malla trabada, ya que esta proporciona elrompimiento más efectivo de la roca para un factor de carga fijo. Evidencias teóricas y prácticassugieren que la relación óptima S/B para operaciones normales en bancos con mallas trabadas estáen el rango de 1.1 a 1.4 La figura 4.1 presenta esquemáticamente los beneficios de las mallastrabadas.El beneficio de las mallas trabadas llega a ser menos obvio en rocas muy diaclasadas o fracturadas.También se ha sugerido que los beneficios de la malla trabada sobre la cuadrada se pueden perdersi el diámetro de hoyo es demasiado pequeño para permitir una perforación exacta sobre la alturade banco requerida.Para operaciones que requiere la formación de grandes “armaduras” de roca, la relación S/B puededisminuir hasta alrededor de 0.5. este tipo de tronadura efectivamente corta grandes bolones deroca desde la cara del banco sin efectuar mucha fragmentación dentro de la rebanada. Típicamente,las tronaduras diseñadas para generar “armadura” de roca consiste en iniciar una fila sola, confactores de carga reducido hasta 0.25 kg/m3 y con una relación S/B de aproximadamente 0.5.4.3 ALTURA DE BANCO/LARGO DE HOYO.El largo de hoyo es, generalmente, levemente mayor que la altura del banco. El largo de los hoyostiene un efecto directo en el burden máximo que se puede quebrar con explosivo. Discusionesacerca de la influencia de la altura del banco o el largo de los hoyos en la fragmentación lorelacionan principalmente con la “esbeltez” de la roca. La esbeltez de la roca es una medida decuan fácil una viga o una placa puede doblarse por una fuerza externa. En la terminología deingeniería, la esbeltez es independiente de la carga, y dependiente totalmente de las propiedadesgeométricas de la viga – su largo, sección transversal y las propiedades mecánicas. Si se hace unaanalogía entre una viga y el burden enfrente de un hoyo solo de tronadura, el burden representa elgrosor de la viga, la altura del banco representa el largo de la viga y el espaciamiento el ancho. Porlo tanto, la relación del burden/altura del banco define la relación de esbeltez para el hoyo y elburden.El papel de doblarse, o flectarse en la fragmentación de la roca en el burden es claramente evidenteen las fotografías de las caras de los bancos durante la tronadura. Una vista típica digitalizada semuestra en la fig. 4.2, en donde el pandeo de la cara es claramente evidente.Es importante recalcar que la cantidad de pandeo aumenta de acuerdo a la tercera potencia dellargo de la viga. Luego, si el largo de la viga se aumenta al doble, la deflexión máxima aumenta enun factor de 8 para la misma carga aplicada. El concepto de la esbeltez explica porqué elquebrantamiento disminuye a medida que la altura del banco o la longitud del hoyo se acorta, amenos que el burden también se reduzca. La esbeltez también explica porqué los hoyos cortos sonmás adecuados para producir proyección de roca y sobre presión de tronaduras de aire.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 48 -
  • 49. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________La relación de esbeltez, Sr, para las mallas de tronaduras, se define como: hb Sr = (43) Bdonde hb es la altura del banco (m) y B es el burden (m).Idealmente se recomienda que la relación de esbeltez sea alrededor de 3, según la investigación deAsh & Smith (1976). Para relaciones menores que 2, la relación diámetro/burden debería disminuirsegún los valores calculados por las ecuaciones (40) o (41).Una aproximación estadística para estimar la longitud práctica máxima del hoyo fue sugerida porAECI (1984), basado en estudios de desviaciones de los hoyos. Se sugirió que un límite prácticopara la longitud de hoyo es aquel largo más allá del cual la probabilidad de que los hoyos setraslapen excede el 10%. El artículo también sugiere, como una guía aproximada, que la siguienteecuación se puede usar para estimar la exactitud típica de perforación: W = 2d + rL (44)donde W es la desviación estándar de la desviación del hoyo (m), L es el largo del hoyo (m), d esel diámetro del hoyo y r = 0.03 para hoyos verticales y 0.04 para hoyos inclinados.Asumiendo que la superposición o traslape es probable que ocurra una vez que la desviaciónexceda la mitad del burden del hoyo, la ecuación anterior se puede re escribir para unaprobabilidad del 10% de traslape: 1  Burden  Lmax =  3.7 − 2 Diámetros  (45) r donde Lmax es el largo máximo de hoyo que se puede perforar sin exceder el 10% de probabilidadde traslape en la pata de los hoyos.Usando estas guías, un hoyo de 104 mm de diámetro con un burden diseñado de 3 m, se puedeperforar un largo vertical máximo de casi 20 m y un largo máximo inclinado de sólo 15 m. Hoyosmás largos se pueden perforar si se mejora la exactitud de perforación, pero para esto es probableque se requiera un sistema de medición de desviación.4.4 SELECCIÓN DE LA PASADURA.La pasadura es necesaria en la mayoría de las operaciones, para proporcionar un grado suficientede fragmentación al nivel de piso. El grado de fragmentación logrado en la base de una columnalarga de explosivo es pequeño relativo a la lograda alrededor del centro de la carga.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 49 -
  • 50. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________En relación con lo anterior, los hoyos se deben perforar debajo del nivel del piso del banco. Sinuna pasadura adecuada puede resultar un piso irregular, y se perderá un tiempo valioso y laproductividad de la maquinaria en lograr las condiciones de piso diseñadas. Lsd = K sd d (46)donde Lsd es el largo de la pasadura (m), d es el diámetro de hoyo (m) y la constante Ksd varía de 8a 12.La pasadura efectiva será generalmente menor que la esperada debido al detritus de la perforaciónque caen en el hoyo después que la perforación se termine.Se debe evitar el exceso de pasadura por las siguientes razones:1. Aumenta los costos de perforación y explosivos.2. Hace que el empate de hoyos en el banco inferior sea muy difícil y provoca bolonaje en estos hoyos.3. Aumenta los niveles de vibración inducida.La necesidad de grandes cantidades de pasadura se puede reemplazar por el uso de cargas de altaenergía en la base de todos los hoyos. Tal aumento en la carga basal se efectúa usando explosivosde alta densidad que tienen una presión de detonación alta y altas velocidades de detonación.Cuando se reduce la pasadura de esta manera, es importante recordar que se requiere que la cargabasal esté completamente acoplada contra el hoyo, de manera que el uso de cartuchos sin taconearno puede ser efectivo para proporcionar la energía adicional requerida.4.5 SELECCIÓN DEL TACO.El taco se añade a los hoyos para proporcionar el confinamiento de la energía de la explosión.Mientras más tiempo el material del taco permanezca en su lugar mayor es la efectividad de laenergía explosiva y mayor es el grado de fragmentación y desplazamiento logrado por la tronadura.Ambientalmente, el taco es esencial para minimizar el nivel de sobre presión de la tronadura deaire y para controlar la generación de proyección de rocas desde la región del collar del hoyo.Generalmente el largo del taco se relaciona al diámetro de hoyo (y por lo tanto al burden) ycomúnmente es igual al burden. En tipos de rocas donde la sección principal de la roca estámeteorizada o fracturada, los largos se pueden aumentar sin impacto adverso en la fragmentación.Por el contrario, cuando la sección superior de los hoyos está en roca masiva o con bloques, laaltura del taco se debe minimizar. Un buen control de la eyección del taco y el rifleo se obtienegeneralmente usando la siguiente relación: Lst = K st d (47)____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 50 -
  • 51. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________donde Lst es el largo de taco (m), d es el diámetro del hoyo (m) y la constante Kst varía de 25 a 30.El material del taco es crítico en cualquier revisión del funcionamiento del taco. En muchasoperaciones mineras, sólo se usa el detritus de perforación por su conveniencia. Sin embargo, amenos que el detritus sea muy grueso, es un material muy ineficiente para el taco, requiriendo unacolumna significativamente más larga relativa a la que se requiere para un material árido másgrueso, para lograr un control estricto sobre la eyección del taco y de la proyección de rocas.El material óptimo para el taco es un árido graduado con un tamaño medio aproximadamente iguala un décimo o un quinceavo del diámetro del hoyo. Luego, un hoyo de 100 mm de diámetrodebería utilizar un árido de 10 a 12 mm. Bajo estas condiciones, el largo del taco frecuentemente sepuede reducir a casi 20 a 25 veces el diámetro del hoyo. La angulosidad es también elrequerimiento principal del material para el taco. Partículas bien redondeadas tales como la gravaaluvial es mucho menos efectiva que el árido chancado.El largo del taco requerido para contener completamente los productos de la explosión por lo tantose puede reducir ya sea al reducir el diámetro del hoyo o al reducir la potencia efectiva delexplosivo. El último efecto se puede lograr por el uso de tacos de aire que reducesignificativamente las presiones peak de hoyo.Cuando se usan tacos largos, se observa una reducción significativa en la cantidad de proyección.La reducción en la cantidad de explosivo en los hoyos reduce la energía total disponible paradesplazar la roca quebrada, y la sección del taco sin explosivo del hoyo simplemente sedesplomará durante la tronadura.El taco tiene también una fuerte influencia en la estabilidad de la cresta formada por la tronadura.Tacos cortos generalmente producirán crestas más limpias que tacos más largos, ya que la rocaalrededor de la sección del taco está por lo general quebrada por una acción de cráter. Cuando serequieran crestas en buenas condiciones (por ej. bermas de contención) los largos de tacos setendrán que disminuir.4.6 DISTRIBUCION DEL EXPLOSIVO.Los términos distribución de explosivo y distribución de energía se usan frecuentemente pero raravez se han explicado. Los términos se usan para describir la uniformidad con que el explosivo sedistribuye a través del volumen completo de la roca que se requiere excavar. Está por lo tantoinfluenciada por los siguientes factores:1. Diámetro del hoyo.2. Densidad del explosivo y potencia en volumen.3. Largo del taco4. Burden y espaciamiento.5. Pasadura.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 51 -
  • 52. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________De las secciones precedentes, todos estos factores están ínter relacionados y la mayoría estáninfluenciados, preponderantemente, por la elección original del diámetro de hoyo. Es importanteremarcar que existen métodos para la revisión gráfica de la distribución de energía, como semuestra en la fig. 4.3. Esta figura compara como se distribuye la energía explosiva a través de lasección transversal de dos tronaduras con el mismo factor de carga nominal (0.5 kg/m3) – unamalla diseñada con un diámetro grande (311 mm) y con su correspondiente burden, espaciamientoy taco grande, y la otra diseñada con diámetros de hoyo pequeños. Aunque el color de loscontornos se han perdido en los cuadros en blanco y negro, la ubicación y tamaño de los contornosproporcionan una imagen gráfica de la distribución de la energía, con niveles de contornodecrecientes a medida que aumenta la distancia desde los hoyos.El método del contorno de energía ilustra porqué los problemas de fragmentación se puedenanticipar alrededor de las áreas del collar para las mallas de diámetros grandes de hoyos.Una definición simple de la distribución del explosivo la proporciona la relación de carga, quedescribe la distribución vertical de la carga en un banco como la relación entre el largo de la cargasobre el piso del banco (o sea, largo de la carga – pasadura) y la altura del banco, como se muestraen la ecuación: Cr = (hb − Lst − Lsd ) (48) hbdonde Cr es la relación de carga, hb es la altura del banco (m), Lsd es la pasadura (m) y Lst es eltaco.4.7 INCLINACION DEL HOYO.El uso de hoyos inclinados en tronaduras en canteras es muy común en Australia e indudablementerepresenta la norma más que la excepción. Los hoyos inclinados tienen muchas ventajas sobre loshoyos verticales, incluyendo:1. Costos reducidos de perforación y explosivos debido a un tamaño de malla aumentado.2. Una estabilidad mejorada alrededor de la cresta del banco.3. Sobre quebradura reducida.4. Desplazamiento aumentado de la pila tronada, lo que mejora la excavabilidad.5. Condiciones de pata mejoradas y reducción de la pasadura.En virtud del grado reducido de la fijación de la carga en hoyos inclinados, los requerimientos deexplosivos y factores de carga se reducen. Langefors & Kihlstrom (1978) reportan que el grado defijación se puede reducir desde la unidad para hoyos verticales a 0.85 para hoyos inclinados a 18º.Tamrock sugiere que la perforación específica (metros perforados por metro cúbico) se puedereducir en un 15% al inclinar los hoyos en 18% (1:3).____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 52 -
  • 53. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El uso de hoyos inclinados significa que se puede lograr un burden constante para una fila frontal(cuando la inclinación del hoyo es igual a la de la cara del banco). Esto puede tener un impactomuy importante en la fragmentación, condiciones de patas y en la forma de la pila lograda por latronadura. La dificultad en seleccionar el ángulo de inclinación de los hoyos está determinada porla facilidad de estimación del ángulo de la cara del banco existente en cada lugar donde se planeeun hoyo. Sistemas por láser modernos y portátiles de medición de distancias parecidos abinoculares, se pueden usar para obtener una estimación confiable muy fácil y rápidamente.Las desventajas asociadas al uso de hoyos inclinados se pueden resumir como sigue:1. Aumento de los errores de alineación.2. Aumento de la susceptibilidad a la desviación.3. Se requiere una supervisión más estrecha durante la perforación.4. Aumento del desgaste de las barras de perforación.Algunas operaciones también reportan una mayor tendencia a que los hoyos se tapen cuando soninclinados, y en general el grado de dificultad aumenta con el grado de inclinación. Sin embargo, lamayoría de las operaciones reportan que los beneficios de usar hoyos inclinados tienen mayor pesoque las desventajas.4.8 PRIMADO DE LOS HOYOS.El tamaño y el tipo de iniciador usado para iniciar una columna explosiva pueden tener unainfluencia importante en los resultados de la tronadura. El trabajo del iniciador es proporcionar laenergía inicial a la cual la reacción de la detonación comienza dentro del explosivo y se sostiene así misma.Si existe alguna duda concerniente a la efectividad de la práctica de primado, la medición del VODen el hoyo se puede realizar fácilmente para determinar tanto la velocidad de régimen dedetonación y el largo de la zona medida.4.8.1. POSICIÓN DEL INICIADOR.Se ha notado en muchos experimentos y monitoreos que frecuentemente hay un tiempo finito parala reacción de la detonación dentro del explosivo para alcanzar la velocidad de régimen. Duranteeste tiempo, el VOD del explosivo está aumentando continuamente, a medida que más y másexplosivo contribuye a la reacción. Experimentalmente se ha encontrado que este largo en unacolumna de explosivo puede ser de 3 a 5 veces el diámetro del hoyo a cada lado del iniciador.Cuando el VOD es menor que la velocidad de régimen, la energía disponible para la fragmentaciónse reduce. Una ecuación comúnmente usada para expresar el grado de reducción de energía es:____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 53 -
  • 54. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ 2  VOD  Es =   (49) VODSS donde VOD es la velocidad real de detonación, VODss es la velocidad de régimen de detonación yEs es la fracción de la energía de choque máxima disponible producida en la detonación.La región alrededor del iniciador puede por lo tanto recibir menos energía de choque quecualquiera otra a lo largo de la columna explosiva. Por esta razón y porque el grado más grandeinherente de fijación es en la base del hoyo, se recomienda que el iniciador no se coloque en labase del hoyo, pero sí alrededor del nivel del piso teórico del banco de manera que lafragmentación en la base de la carga sea suficiente para promover una excavación fácil.El colocar el iniciador en el centro de la carga hace sentido en muchos aspectos por el hecho deque asegura que la detonación en estado de régimen se logra en la base de la columna,proporcionando la máxima fragmentación en la región del piso.4.8.2. TAMAÑO DEL INICIADOR.La iniciación eficiente requiere que la presión efectiva de detonación del iniciador exceda lapresión de detonación de régimen de la columna explosiva. En este contexto, la presión dedetonación efectiva, Pd* , se considera como la presión de detonación desacoplada del iniciador, ypor lo tanto está fuertemente influenciada por la relación entre el diámetro del iniciador y el delhoyo, o sea, Pd* = f c ρ iniciador VOD iniciador 2 2 d iniciador 2 __ = ρ iniciador VOD iniciador 2 d hoyo (50)donde fc es la relación de desacoplamiento, ρ iniciador es la densidad del iniciador (kg/m3), y dhoyo ydiniciador son los diámetros del hoyo y del iniciador, respectivamente.Luego, se prefieren los iniciadores de diámetros grandes. Idealmente, el diámetro del iniciadordebe ser similar al del hoyo, explicándose porqué se necesitan iniciadores más grandes en hoyoscon diámetros más grandes.Cuando el tamaño del iniciador es muy pequeño, la presión efectiva de detonación para el iniciadorpuede ser menor que la de la detonación en estado de régimen de la columna explosiva. Esto puederesultar en la formación de una zona donde el VOD de la columna explosiva aumenta a su valor deestado de régimen en un largo considerable de la columna. Una iniciación subestimada puede____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 54 -
  • 55. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________resultar en una falla de la columna en mantener la detonación de régimen y la reacción se puededetener antes que la columna se haya consumido.Una vez iniciada, la columna explosiva detonará de una manera muy controlada y estable sin lanecesidad de iniciadores adicionales, a menos que el diámetro de los hoyos se aproxime aldiámetro crítico del explosivo que se está usando, o si hay contaminantes (o sea, agua, detritus omaterial inerte entre la carga explosiva) que probablemente puede detener la reacción dedetonación. El efecto de los contaminantes en la reacción de la detonación se sentirá másfuertemente cuando la presión de detonación efectiva del iniciador sea igual o menor que la presiónde detonación de régimen del explosivo en la columna. Los iniciadores grandes son por lo tanto unseguro efectivo contra la influencia de insensibilización tales como el agua, barro, detritus, etc.4.8.3. CANTIDAD DE INICIADORES.La iniciación múltiple generalmente se requiere sólo como un salvavidas contra el corte de loshoyos (el iniciador de más arriba asegura la detonación de la sección superior de la carga y eliniciador del fondo asegura la iniciación de la sección inferior de la carga).Sin embargo, la iniciación múltiple se usa también frecuentemente como un seguro contra una fallaen el sistema de iniciación, en cuyo caso un segundo, frecuentemente menor iniciador, puede serubicado en la parte superior de la columna explosiva. Se recomienda que cuando se practique lainiciación múltiple, se deben utilizar retardos diferentes para el iniciador principal y secundario.Esto es para asegurar que en la mayoría de las ocasiones la columna sea iniciada desde el iniciadorprincipal (o sea, al nivel del piso del banco).4.9. SISTEMA DE INICIACION.El sistema de iniciación es el método usado para iniciar al iniciador, el que a su vez inicia lacolumna explosiva. El sistema de iniciación debe adecuarse al explosivo y al iniciador utilizado.Prácticas antiguas en grandes minas a rajo abierto giran alrededor del uso del sistema del cordóndetonante, usando cordón detonante con potencia de explosivos que iban de 0.5 gr./m a 10 gr./m.Aunque aún se usan comúnmente, estos sistemas se consideran perjudicial, ineficiente ygeneralmente anticuado. Tienen la ventaja principal relativo a otro sistema no eléctrico de ser bidireccional, o sea la iniciación se propaga igualmente en cualquiera dirección.4.9.1. SISTEMAS NO ELECTRICOS.Los sistemas de cordón detonante consisten de un explosivo principal distribuido como un núcleocontinuo dentro de un cordón envuelto apretadamente. El polvo explosivo detona a una velocidadcercana a 7.400 m/s, y la reacción es extremadamente violenta. Esta violencia puede,significativamente, interrumpir el explosivo que rodea al cordón, al punto que la columna deexplosivo puede ser completamente insensibilizada e incapaz de ser detonada.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 55 -
  • 56. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Aunque esto es raro, un resultado común es la insensibilización la porción de explosivoinmediatamente alrededor del cordón, de manera que la energía del explosivo se reduce. El gradode reducción depende del diámetro del hoyo, de la potencia del cordón usado, y de la sensibilidad ydensidad del explosivo.Además, el cordón detonante reduce la efectividad del material del taco, en la misma forma queafecta al explosivo, especialmente cuando se usa el detritus de la perforación como material detaco. El choque del cordón detonante comprime al material del taco alrededor del cordón,reduciendo el grado de compactación en el hoyo. Cuando está sujeto a altas presiones de los gasesde explosión, el taco es eyectado más fácilmente, la energía de levantamiento se disipa másrápidamente y la sobre presión de la tronadura de aire aumenta marcadamente.El cordón detonante puede ser invariablemente reemplazado por los sistemas de tubos de choque.Estos sistemas tiene como característica una onda de choque de baja velocidad (aproximadamente2000 m/s) que se propaga a través de un tubo al detonador. La reacción no es violenta, yrelativamente silenciosa, no causando interrupción ni al explosivo ni al taco.Una ventaja adicional de este sistema relativo al del cordón detonante, es que permite el uso deretardos dentro del hoyo. Esta es una característica importante de la seguridad en la tronadura, yaque permite que los hoyos se inicien antes de que la detonación comience, eliminando virtualmentela ocurrencia de corte de tubos. También aumenta la flexibilidad de diseño, permitiendo unaamplia elección de intervalos de retardo para lograr resultados específicos de tronadura.Cuando se usa el sistema de tubos de choque con múltiples iniciadores, se recomienda que eliniciador de la parte más superior utilice un retardo más largo, para asegurar que la detonaciónocurra al fondo del hoyo mas que en la parte superior. Por lo general, por ejemplo, el iniciador demás abajo tendrá un retardo de 175 ms y el superior uno de 200 ms.La principal desventaja del sistema de tubos de choque comúnmente disponible fuera de EEUU esque son uni direccionales, o sea, la señal de iniciación viene sólo en una dirección. Con estossistemas, hay un mayor riesgo de corte al elevarse el suelo o por las esquirlas de los detonadoresde superficie comparado con los sistemas de dos vías tales como los sistemas de iniciacióneléctrica. Una segunda desventaja, común a todos los sistemas de iniciación no eléctricos, es que elamarre no se puede chequear en forma rápida y segura. El único método disponible para asegurarsecontra el amarre incorrecto es por lo tanto un chequeo visual – un método que consume muchotiempo para las tronaduras grandes.4.9.2. SISTEMAS ELECTRICOS.Los sistemas modernos de iniciación eléctrica vencen todas las desventajas de los sistemas deiniciación no eléctricos -–todas las unidades se inician simultáneamente y el amarre correcto sepuede confirmar al medir la resistividad antes de la iniciación. Sin embargo, la principal desventajadel sistema eléctrico es su susceptibilidad a la iniciación por rayos o corrientes eléctricas inducidas____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 56 -
  • 57. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________(o sea, relámpagos, transmisiones de radio). El disparo de grandes tronaduras con detonadoreseléctricos puede, sin embargo, requerir varios sistemas de generación de potencia.Tal vez la principal razón para decidir los métodos relativos de los sistemas de iniciación eléctricosversus los no eléctricos, es lo relativo a la exactitud y la dispersión de las cápsulas. Se haestablecido (Bryan et al, 1990), que la iniciación confiable y la absoluta intolerancia hacia los tirosfallidos deben ser la principal consideración en el uso de cualquier sistema de iniciación. Bryan etal establece que los sistemas modernos de iniciación eléctrica disponibles en EEUU pero no enmuchos otros países, sobrepasan a los iniciadores no eléctricos en términos de exactitud yconfiabilidad. Estos factores no se pueden aplicar en lugares donde la exactitud de los sistemaseléctricos disponibles es menor que la de los no eléctricos. La exactitud del retardo y suimplicancia en el resultado de la tronadura se discuten en mayor detalle en la sección 5.4.4.10. SECUENCIA DE INICIACION.La secuencia de iniciación determina el orden en cual los hoyos cargados se detonan en una mallade tronadura. Comúnmente los términos usados para describir la secuencia de iniciación incluyen aV0, V1, Paralelo, Trabado, descritos en la figura 4.4, donde las líneas que unen los hoyos indicanel tiempo de la detonación del hoyo.Los factores que influyen en la selección de la secuencia de iniciación incluye el número de caraslibres, dirección preferencial de desplazamiento de la roca quebrada, la orientación de losconjuntos de diaclasas principales y la ubicación de las estructuras sensibles a medio ambiente. Engeneral, la dirección del movimiento de la pila es normal a las líneas de tiempo mostradas en lafigura 4.4.Cuando existen 2 caras libres, la iniciación de la tronadura comienza generalmente en la esquinalibre, proporcionando un confinamiento mínimo de las cargas explosivas. El movimiento delburden en este caso tenderá a ser en un ángulo que bisecta el ángulo entre las 2 caras libres.Cuando existe sólo una cara libre, la iniciación comúnmente comienza en el centro de la primerafila de hoyos, y progresa a velocidades iguales alejándose del centro hacia los dos extremos de lamalla. Este tipo de iniciación produce comúnmente una pila que tiene una altura máxima en lamitad a lo largo de la malla, con menor altura en los extremos aunque este efecto puede no serpronunciado para mallas de hoyos largos.Cuando existe un diaclasado pronunciado, la secuencia de iniciación se alterará para proporcionaruna mejor fragmentación o un mejor control del sobre quiebre. Comúnmente, las líneas deiniciación serán paralelas al rumbo del conjunto de diaclasas prominente o de los planos deestratificación, proporcionando un buen control de la fragmentación y del sobre quiebre y de lacondición final de la pared.Mientras el control de la vibración esté poco influenciada por la secuencia de iniciación (más porel tiempo de iniciación), el control de la sobre presión puede estar fuertemente afectado por la____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 57 -
  • 58. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________secuencia de iniciación. En general, los niveles de sobre presión serán considerablemente altos (almenos 3 dBL) en la dirección del movimiento del burden, comparado con los niveles en ladirección opuesta. Considerables beneficios en términos de impacto ambiental en las residenciascercanas pueden resultar si la secuencia de iniciación se altera para dirigir el movimiento lejos delas residencias. Esto puede sin embargo provocar conflicto con los requerimientos para el controlde la fragmentación y el obtener bancos con caras suaves y regulares.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 58 -
  • 59. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________4.11. SELECCIÓN DEL RETARDO.La selección del intervalo de retardo es una de las tareas más difíciles en el diseño de tronadura. Elretardo tiene la habilidad de influenciar casi cada aspecto de la tronadura, incluyendo lafragmentación, estabilidad, excavabilidad, impacto ambiental y sobre quiebre.La detonación de hoyos individuales o grupos de hoyos se retardan de otros hoyos por lassiguientes razones:1. Para mejorar la fragmentación de la pila.2. Para proporcionar mayor control sobre el desplazamiento de la pila.3. Para reducir el grado de sobre quiebre y daño.4. Para reducir los niveles de vibración del suelo y la sobre presión.La introducción de los elementos de retardo compromete el liberar toda la energía del explosivo enun período largo de tiempo. Antes de asignar un retardo en particular es necesario primeroentender la dinámica de los diferentes efectos que el retardo está tratando de controlar.Se ha reportado varias veces que el retardo óptimo se relaciona al burden de los hoyos. Valoresmostrados en la literatura varían de 3 a 15 ms/m de burden, con algunas referencias a valores tanaltos como 26 ms/m. Por la variabilidad de estos datos, la regla general no debe tomarse en cuenta.El intervalo óptimo lo decidirá el tipo de roca y los requerimientos del operador.4.11.1. CONTROL DE LA FRAGMENTACION.Los retardos ayudan a la fragmentación al introducir una acción de corte entre los hoyosadyacentes. Si una fila de hoyos se inicia simultáneamente, las grietas que crecen entre los hoyosse favorecen, con poco crecimiento delante de los hoyos hacia la cara libre. Bajo estascircunstancias, el burden tenderá a moverse como una hoja de roca, con poca fragmentación en elburden.Al retardar la detonación de un hoyo adyacente, un hoyo debe cortar un segmento de roca lejos dela masa principal de roca, proporcionando una fragmentación mejorada. Desarrollando más esteargumento, el intervalo óptimo se relaciona con la velocidad del movimiento de la masa rocosa. Sila masa rocosa se mueve muy lentamente, se requerirá un intervalo de retardo más largo paraefectuar el efecto de corte. Intervalos de retardos mayores que el tiempo necesario para unaseparación efectiva de un hoyo de la masa principal de roca, no ayudarán a la fragmentación.En la práctica, la velocidad del movimiento de la roca depende fuertemente del módulo de la rocay del grado de diaclasamiento. Tipos de rocas muy duras, masivas, se moverán con una velocidadmás alta que una masa rocosa débil, altamente fracturada. Las mallas de tronadura con burdenpequeño también tendrán altas velocidades de burden en relación con mallas con burdens másgrandes. La masa rocosa y la malla, por lo tanto, determinan el intervalo óptimo para lafragmentación.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 59 -
  • 60. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El control de la fragmentación requiere que los hoyos detonen en una secuencia controlada. Laselección de los retardos por lo tanto está influenciada por el sistema de iniciación usado. Por ej., eluso de un retardo de superficie de 17 ms en combinación con uno dentro del hoyo de 1000 ms noes aconsejable, puesto que la dispersión de la unidad dentro del hoyo probablemente excederá elintervalo del retardo de superficie, lo que resultará que el hoyo detone fuera de secuencia.4.11.2. CONTROL DEL PERFIL DE LA PILA.La velocidad del movimiento de la roca de la roca quebrada desde la cara del banco depende delgrado de interacción con los hoyos adyacentes. Si los hoyos adyacentes se disparansimultáneamente y están lo suficientemente juntos uno de otro, la roca se moverá a mayorvelocidad que un hoyo sólo. El disminuir el retardo entre hoyos (intervalo de retardo entre loshoyos de una misma fila) tenderá a producir un aumento general en el desplazamiento. El hacertronaduras en túneles con retardos de milisegundos, por ej. , producirá un mayor desplazamiento dela pila que con retardos de períodos largos.Siempre se ha observado que la roca hacia la parte posterior de la malla se moverá más lentamenteque la roca de la cara. Esto produce un alto grado de confinamiento en la parte posterior de latronadura que en el frente. Esto es causado por la acción de arrastre en la base de los hoyos, lo quese puede reducir colocando cargas de fondo de alta densidad en todos los hoyos. A medida que losintervalos entre filas aumentan, el grado de confinamiento en la parte posterior de la tronaduradisminuirá. Los principales efectos de esto serán producir una mayor potencia en la parte posteriory producir más desplazamiento de la pila total.Se puede usar la fotografía de alta velocidad o la grabación en videos, y su subsecuentedigitalización en el computador, para cuantificar la velocidad de movimiento del burden y paraindicar los retardos apropiados entre filas.4.11.3. SOBRE QUIEBRE Y CONTROL DE DAÑO.El sobre quiebre y el daño frecuentemente se incrementan con intervalos de retardo muy cortos.Los intervalos de retardos cortos pueden aumentar el daño ya sea por vibración o por sobreconfinamiento como se discutió más arriba.Si la última fila de hoyos (contra el nuevo banco) llega a estar demasiado confinada, el movimientoprincipal de la roca se lleva a cabo al expandirse los gases de explosión en la dirección vertical.Puesto que la expansión comienza en la base del hoyo, se tiende a formar un efecto muy grande decraterización, causando un fracturamiento extenso en la nueva cara del banco. Esto se manifiestacomo un levantamiento en la superficie, y puede ser aparente a distancias hasta de una altura debanco detrás de la última fila de hoyos.El mecanismo principal del daño por sobre quiebre es por lo tanto la expansión de los gases. Lainfluencia de gases de alta presión se puede minimizar al disminuir el grado de confinamiento de la____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 60 -
  • 61. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________última fila de hoyos. Intervalos largos de retardo entre las dos últimas filas se usan frecuentementepara minimizar este efecto.La aplicación de perforación inclinada también se considera beneficioso para el control de la pared,con ángulos de 15º a 25º que han dado buen resultado en términos de control del sobre quiebre. Laperforación inclinada sin embargo debe hacerse con el completo conocimiento de la geologíaestructural del lugar, ya que el ángulo de muchas caras de bancos está controlado por diaclasas oestratificación prominente.Un mecanismo que se considera secundario respecto al efecto del gas es el efecto del aumento dela vibración. La vibración se puede considerar como un esfuerzo dinámico y a medida que el nivelde esfuerzo aumenta, también lo hace el grado y extensión del quebrantamiento. El retardo debeajustarse para asegurar que el aumento de la vibración de más de un hoyo no produzca niveles devibración mayores que el nivel máximo de un hoyo solo. Para efectuar esto, el intervalo de retardodebe relacionarse a la duración del pulso de vibración dinámica a una distancia de 1 a 2dimensiones de burden desde el hoyo. Esto variará desde alrededor de 10 ms para una roca deresistencia alta y alto módulo, hasta tal vez 50 ms para tipos de rocas débiles, más plásticas talescomo la arenisca, roca sedimentaria y calizas meteorizadas.Es importante considerar que la vibración relacionada al daño en la cara de los bancos, estácontrolada por la concentración lineal de carga en los hoyos. Esto a su vez, está controlado por laelección del diámetro del hoyo. Diámetros grandes de hoyos con explosivos totalmente acoplados,aún cuando la longitud de carga está restringida, produce grandes envolventes de daño. La figura4.5 presenta perfiles de daño alrededor de las cargas de varios diámetros y largos, mostrando que lainfluencia dominante es el diámetro de carga. Se puede lograr un sobre quiebre reducido si sereduce el diámetro de hoyo.No hay indicación que el reducir el factor de carga reducirá el daño, y al contrario, hayindicaciones que el daño se puede aumentar reduciendo el factor de carga a un punto donde lascargas se sobre confinan. Altos factores de carga promueven movimientos de burdens que reducenel confinamiento y la craterización de las cargas. Una combinación de un factor de cargaligeramente aumentado y una concentración lineal de carga reducida (diámetro de hoyo reducido)es muy exitoso en lograr caras suaves y un sobre quiebre mínimo.4.11.4. CONTROL DE LA VIBRACION Y DE LA SOBREPRESION.El control de la vibración requiere el uso de retardos para asegurar que las vibraciones(del suelo yaéreas) de un hoyo se han disipado largamente antes de que detone otro hoyo. De esta forma, losefectos de los hoyos individuales son independientes y no puede haber un reforzamiento de losniveles de vibración.El período de la persistencia de la vibración de un hoyo simple está también controlado por lamasa rocosa. A medida que el módulo de la roca aumenta, el período de la persistencia disminuye.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 61 -
  • 62. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Tipos de rocas muy competentes, quebradizas, por lo tanto requieren intervalos de retardos máscortos que las rocas blandas y altamente fracturadas.El período de la persistencia de la vibración también está fuertemente influenciada por la distanciadesde la tronadura al punto en que se controla la vibración. El período de la persistencia aumentacon el aumento de la distancia desde la tronadura. El intervalo de retardo óptimo se determinafácilmente por monitoreo. Los métodos para determinar el intervalo de retardo óptimo para lograrel control de la vibración se cubrirán detalladamente en la sección 7.2.4.12. SELECCIÓN DEL TIPO DE EXPLOSIVO.La selección del tipo de explosivo se basa generalmente en la economía y la confiabilidad delabastecimiento. Sin embargo, existen factores técnicos que se pueden aplicar para determinar elexplosivo más efectivo para un tipo de roca en particular y el requerimiento de tronadura. Estosfactores que influyen en la selección del explosivo incluyen:1. La presencia de agua subterránea (activa o pasiva).2. El diámetro del hoyo.3. Las propiedades in situ de la roca y la condición de la roca.4. Los requerimientos de tronadura (fragmentación o perfil de la pila).Cuando los hoyos están secos, el ANFO es el explosivo más barato y más efectivo. Cuando loscostos de perforación y explosivos lo permiten, puede ser un costo más efectivo aún en hoyossecos, usar explosivos basados en emulsiones (Anfo pesado).El agua puede estar presente en los hoyos ya sea en una forma activa (agua continua que fluye alhoyo a través de las fisuras), o en forma pasiva (después de secado, el hoyo permanece seco).Cuando los hoyos contienen agua pasiva, el secado se puede realizar muy económicamente parapermitir el uso del ANFO, principalmente si la tronadura no se requiere dejarla cargada muchosdías. Cuando los hoyos contienen agua activa, es necesario el uso de explosivos resistentes al agua(emulsión o acuageles). En estos casos el explosivo a granel debe bombearse desde la base delhoyo, desplazando el agua y sellando el hoyo contra el ingreso adicional de agua.El diámetro de hoyo es importante cuando se utilice algún tipo de emulsión y acuagel. El diámetrodel hoyo debe exceder el diámetro crítico del explosivo. Comúnmente, la emulsión y acuagel agranel no se pueden usar en hoyos menores que 76 mm de diámetro y las formulaciones de ANFOpesado raramente se usan en hoyos menores que 125 mm de diámetro.La condición de la roca influye en la selección del explosivo principalmente por la influencia de ladistribución de tamaño del bloque in situ, y el grado de quebrantamiento requerido del explosivo.Tipos de rocas de alta resistencia, masivas y con bloques tendrán incuestionablemente mejorfragmentación cuando se usen explosivos de alta potencia.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 62 -
  • 63. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Langefors & Kihlstrom (1978) establecieron la importancia en la tronadura en banco, del uso deuna carga de alta potencia en la base del hoyo para obtener una fragmentación adecuada y unmovimiento en la parte inferior de los hoyos. Esto reconoce la importancia de lograr buenacondición de piso en la operación total de tronadura y excavación. Las cargas de fondo de altapotencia requieren un aumento en la concentración de carga (Kg de explosivo /m de hoyo). Esterequerimiento se traduce en el uso de ya sea emulsión o iniciadores de pentolita en el fondo de loshoyos. La concentración de carga γ b y la longitud hb de a carga de fondo se determina de: γ b = c * Burden 2 (52)donde c es la constante sueca de la roca. hb = 1.3Burden (53)La concentración del explosivo en la carga de columna se puede reducir significativamente en supotencia debido a un menor grado de fijación de la carga. La concentración de la carga de columnaγ m se calcula por: γ m = 0.4cBurden 2 (54)En términos prácticos, la carga de fondo es frecuentemente una emulsión de densidad alrededor de1,2 gr./cc y la carga de columna es Anfo. Una carga de columna de menor potencia es difícil deobtener y es más cara que el Anfo.Debe recordarse que el uso de explosivos de alta potencia en mallas amplias de tronadurainevitablemente resultará en una pérdida de fragmentación, excepto en masas de roca con muchasestructuras. Los diseñadores de tronadura están ávidos de investigar la influencia de esta expansiónde mallas usando modelos de fragmentación tales como el de Kuz Ram (Cunningham, 1983,sección 4.14), u otro modelo (por ej. Breaker, Sabrex, Blaspa).4.13. LEYES DE ESCALAMIENTO.Frecuentemente se requieren cambios de malla de tronadura para acomodar un cambio en el tipo deexplosivo (por ej. Anfo a emulsión o acuagel) o en el diámetro de hoyo. Estos cambiosinevitablemente requerirán una modificación de la geometría de los hoyos, requiriendo que elingeniero diseñador cambie de escala los parámetros de diseño.En general, a medida que los parámetros geométricos de burden, espaciamiento y diámetro de hoyose aumentan, el proceso de quebrantamiento de la roca por el explosivo se hace más y másineficiente, de manera que no es posible aumentar simplemente el burden y espaciamiento deacuerdo al aumento de la energía teórica.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 63 -
  • 64. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________La mayoría de las mallas de tronadura se modifican de acuerdo a la relación de las energías efectivasrelativas en volumen (RBEE) y al cuadrado de los diámetros de los hoyos (d). El término deescalamiento Ks, se define como: 2 RBEE1  d1  Ks =   (54) RBEE0  d0 Donde el suscrito 1 y 0 se refiere a las condiciones nueva e inicial, respectivamente. Delconocimiento del factor de escalamiento Ks, el nuevo burden B1 y el espaciamiento S1 se puedecalcular de la ecuación: B1S1 = K sn (B0 S 0 ) (55)Donde n es una constante que varía desde 0.6 a 1.0, dependiendo del comportamiento en terreno delexplosivo y de la naturaleza de la masa rocosa.Una expansión completa de la malla ocurre cuando n = 1. Los usuarios deben iterar hacia la nuevamalla comenzando con un valor de n alrededor de 0.6 a 0.7. Si el valor de n excede la unidad, laexplicación más probable es que la malla anterior al cambio no se optimizó.Del nuevo valor de B1*S1 y manteniendo una malla trabada de similar forma al diseño original (osea S1 = 1.1 a 1.4*B1), se especifican las dimensiones de la nueva malla.Los únicos otros factores geométricos que requieren escalamiento como resultado de cambiar eldiámetro de hoyo o el tipo de explosivo son el taco y la pasadura. La pasadura se debe aumentar enproporción simple al aumento de la dimensión del burden. El taco, sin embargo, es más complejodebido al aumento en la presión de hoyo asociada con el cambio de Anfo a emulsión o acuagel. Lalongitud del taco, St, debe escalarse de acuerdo a la ecuación: St1 = K s / 3 St 0 1 (56)Las ecuaciones de escalamiento mostradas arriba, se pueden aplicar sólo cuando las condicionesiniciales de operación ya han establecido valores óptimos para el burden, espaciamiento y taco paraun tipo de explosivo o diámetro de hoyo. Las ecuaciones de escalamiento no se deben aplicar enlugar con mallas de tronadura y condiciones de otro lugar remoto.De experiencias en canteras y minas en Australia, se ha observado que se puede lograr expansionestotales de mallas en roca dura usando emulsiones. Típicamente, en canteras, un cambio de Anfo aemulsión con una energía en volumen relativa efectiva de 140% se ha asociado con un aumento deltamaño de la malla (B*S) de 36% correspondiendo a un 90% de los casos. Se han logrado____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 64 -
  • 65. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________expansiones aún más grandes con el uso de acuageles donde el tamaño del diseño se ha aumentadohasta un 70%. En comparación la formulación de acuagel ha producido velocidades de movimientodel burden significantemente más altas (aproximadamente un 50%) que la formulación de emulsióny la VOD en el hoyo hasta un 10% más alta. Estos valores, sin embargo, son muy dependientes de laformulación, pero indican que los explosivos acuageles pueden ser, al menos, iguales a lasemulsiones en términos de funcionamiento y efectividad en el costo.4.14. MODELO DE FRAGMENTACION KUZ-RAM.El modelo Kuz-Ram presentado en esta sección es el realizado por Cunningham (1983) y se hausado extensivamente alrededor del mundo. Este modelo se usa en el Sabrex de ICI entre otrosmódulos. Se basó en publicaciones rusas antiguas que desarrollaron una relación simple entre losparámetros de tronadura y el tamaño medio de fragmentación. Este trabajo ruso ganó considerablecredibilidad del mundo occidental después que se encontró que concordaba muy estrechamentecon modelos de fragmentación basados en la teoría de crecimiento de grietas.El nombre de Kuz-Ram es una abreviación de los dos principales contribuyentes a las ecuacionesque forman la base del modelo: Kuznetsov y Rosin-Rammler.4.14.1. LA ECUACION DE ROSIN RAMMLER.La curva de Rosin-Rammler ha sido generalmente reconocida tanto en minería como enprocesamiento de minerales que entrega una buena descripción de la distribución de tamaño de lasrocas tronadas y trituradas. La curva se define como: n  x  − x    c  R=e (57)Donde R es la proporción de material retenido en un tamiz de abertura x, y xc, es el tamañocaracterístico y n es el índice de uniformidad descrito en la pendiente general de la curva.La ecuación de Rosin-Rammler se puede hacer lineal para facilidad de la estimación de ajuste y deparámetros:  1 Ln Ln  = nLn( x) − nLn( xc ) (58)  R____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 65 -
  • 66. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Luego, si el logaritmo natural doble del inverso de la proporción de material retenido en un tamiz detamaño x se plotea contra el logaritmo natural del tamaño, la curva resultante debe ser lineal, conuna pendiente igual al índice de uniformidad n y con una intersección igual a –nLn(xc).La importancia de los parámetros de Rosin-Rammler (xc y n) se puede describir con referencia a 3curvas hipotéticas de distribución de tamaño, mostradas en la fig. 4.6. Con referencias a las curvas Ay B de la fig. 4.6, se puede ver que el aumento del valor del tamaño crítico xc, hace a la distribuciónde tamaño más gruesa, pero la curva permanece esencialmente paralela (si se plotea en un papelRosin-Rammler, las líneas que representan estas distribuciones deben tener la misma gradiente).Variando los valores de xc, por lo tanto, simplemente hace a la distribución de material más gruesa omás fina. Un aumento general en la energía del explosivo (o factor de carga) al reducir elespaciamiento se debe esperar mover la curva de distribución de tamaño en esta forma para produciruna pila más fina a través del rango completo de tamaño.Con referencia a las curvas A y C de la fig. 4.6, se puede ver que al aumentar el índice deuniformidad n, tiene el efecto de cambiar la pendiente de la curva. El disminuir la pendientesignifica que el material se hace más grueso en el extremo superior y más fino en el inferior de lacurva de distribución de tamaño. El cambiar n cambia por lo tanto el ancho de la distribución detamaño, o la uniformidad en el tamaño de la partícula producido por la tronadura. El movimientoque tienda a producir concentraciones focalizadas de energía del explosivo, más que unadistribución uniforme de energía (o sea, cambiar de un hoyo de pequeño diámetro con una columnalarga de explosivo a un hoyo de gran diámetro con una columna corta de explosivo) se puedeesperar que baje el n ya que la región de roca próxima a la columna corta de carga se quebrará másfina, mientras que el material adyacente a la columna larga del taco recibirá poco quebrantamiento.4.14.2. LA ECUACION DE KUZNETSOV.Esta proporciona una estimación del tamaño medio de partícula de roca después de la tronadura, y esla siguiente: 0.8 1  V0  x50 = A  Q 6 Q (59)  donde x50 es el tamaño medio del fragmento, A es el factor de roca, V0 es el volumen de rocaquebrado por hoyo y Q es la masa de TNT que es equivalente en energía al de la carga de cada hoyo.La ecuación de Kuznetsov, por lo tanto, establece que el tamaño medio de partícula de una tronaduradepende de las propiedades de la roca y del explosivo.El término (V0/Q) representa el inverso del factor de carga equivalente. La ecuación, por lo tanto,indica que el tamaño medio de la partícula disminuye casi linealmente con el aumento del factor decarga: a medida que el factor de carga aumenta el tamaño medio de partícula disminuye. Laecuación también sugiere una débil dependencia del peso del explosivo por hoyo. Esto sugiere que____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 66 -
  • 67. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________la ecuación diferencia entre diámetros de hoyos grandes y pequeños. Diámetros de hoyos pequeñosproducirán una pila de material más fino en virtud de la distribución mejorada de energía. Por ej., unfactor de carga de 0.35 kg/m3 producirá un tamaño D50 de 51.4 cm en un material con factor de rocade 10 con 120 Kg de explosivo en un hoyo de 100 mm de diámetro. En comparación, el mismofactor de carga en la misma roca con 230 Kg en un hoyo de 150 mm de diámetro, producirá untamaño promedio de 57.3 cm. Este aumento en tamaño con el aumento del diámetro del hoyo (paraun factor de carga y tipo de roca fijo) está de acuerdo con observaciones experimentales.Después de ajustes a la ecuación de Kuznetsov para permitir la expresión de la potencia en pesorespecto al Anfo, la ecuación se convierte en: 0.8 1 0.633 V   115  x50 = A 0  Qe6  Q   (60)  e  E donde Qe es la masa real de explosivo usada por hoyo, E es la potencia en peso relativo delexplosivo (Anfo = 100%) y el término (115/E) representa un ajuste para la potencia en peso relativodel TNT respecto del Anfo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 67 -
  • 68. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________4.14.3. LAS ECUACIONES DE KUZ-RAM.La ecuación de Kuznetsov proporciona una estimación del tamaño medio, o sea, el tamaño del tamizpor el cual pasa el 50% de la roca. Puesto que la ecuación de Rosin Rammler se puede definircompletamente por un punto de la curva y la pendiente de la línea Rosin Rammler, todo lo que senecesita después de la determinación del tamaño medio, es una estimación de n en la ecuación deRosin Rammler y se puede calcular una distribución completa de tamaño de la pila. Para obtener unaexpresión para el cálculo de n, Cunningham (1983) usó la teoría moderna de fracturas para obteneruna relación entre n y los siguientes factores:1. Exactitud de la perforación.2. Relación del burden al diámetro de hoyo.3. Relación espaciamiento/burden.4. Relación del largo de la carga a la altura de banco.La aplicación del modelo ha sido extensa, aplicado tanto a datos publicados como a experimentales,y en general, se ha concluido que predice muy bien los tamaños gruesos pero es menos exacto paralas fracciones más finas. Cunningham subraya que la exactitud es más importante para la fraccióngruesa (sobre tamaño) que para la fracción fina. Las ecuaciones Kuz-Ram posteriormentedesarrolladas son: 1 0.8 0.633 V   115 Tamaño medio, x50 = A 0  Qe6  Q    e  E  x50Tamaño crítico, xc = 1 0.693 nIndice de uniformidad: 0.5  S 1+ 0.1  B  B   W   ABS ( BCL − CCL)  L0n = 2.2 − 14    1 − B   + 0.1  d  2    Lt  H   n  x  −  x   cFracción retenida, R=e (61)donde V0/Qe = el inverso de la carga específica o factor de carga (m3/kg).____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 68 -
  • 69. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Qe = explosivo/hoyo (Kg).E = potencia en peso relativa del explosivo usado (%).W = desviación estándar de la exactitud de perforación. (m)d = diámetro del hoyo (mm).A = factor de rocaL0 = largo de la carga sobre el piso del banco (m).H = altura del banco.B = burden (m)BCL = largo de la carga de fondo (m)CCL = largo de la carga de columna (m)Lt = largo de la carga total (CLL + BCL) (m)Estimación del índice de uniformidad.La principal contribución de Cunningham al modelo Kuz-Ram fue el proponer un método paraestimar n en la ecuación de Rosin Rammler, basado en la geometría del hoyo. La relacióndesarrollada por Cunningham se muestra en la ecuación 6.1.Examinando cada término en dicha ecuación, se revela la forma en que la geometría del hoyoafecta a n. El primer término, que involucra al burden y al diámetro del hoyo, sugiere que a medidaque el burden aumenta para un diámetro fijo de hoyo, el n disminuirá (un rango más amplio detamaño de partícula). Esto parece muy razonable. El segundo término de la ecuación deCunningham, que involucra a la relación S/B, sugiere que a medida que la relación S/B aumenta ntambién aumenta (un rango más estrecho de tamaño de partícula). Esto está de acuerdo con elmétodo Sueco, pero Cunningham precave que este término refleja la malla de perforación, no lamalla de iniciación y que la relación nunca debe exceder a 2. Dentro de estas limitaciones,nuevamente es completamente razonable que la uniformidad del tamaño de partícula debemejorarse con el aumento de la relación S/B. Los usuarios deben recordar que las tronaduras paraarmadura de rocas (un buen ejemplo de tamaño de partículas no uniforme) generalmente involucrarelaciones S/B menores a 1.El tercer término, que involucra a la exactitud de la perforación, sugiere que a medida que mejora,n mejora. Esto nuevamente parece completamente razonable. El cuarto término, que involucra eluso de la carga de fondo con explosivo de alta energía sugiere que n aumentará aumentando ellargo de la carga de fondo. El uso de una carga de fondo fue propuesto por Langefors y Kihlstrompara sobrepasar el confinamiento adicional y la dificultad aumentada de fragmentación en la basede la tronadura en banco. La energía más alta en esta sección de la tronadura ayudaespecíficamente a mejorar la fragmentación y excavabilidad en las tronaduras.El término final en la ecuación de Cunningham, que involucra la relación del largo de la carga a laaltura del banco, refleja la fragmentación mejorada esperada cuando la carga es distribuidauniformemente a través del banco. Diámetros grandes de hoyo conducen a cargas cortas y valoresbajos para la relación largo de carga/altura del banco, conduciendo a su vez a una combinación de____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 69 -
  • 70. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________fragmentación gruesa en la región del collar y una fragmentación fina en la base de la carga. Estacombinación es característica de un n bajo.Estimando el factor de roca.Tal vez el parámetro más importante en el modelo Kuz-Ram es el factor de roca. Los últimosdesarrollos en la aplicación del modelo usan una ligera modificación al índice de tronabilidad deLilly para calcular el factor de roca. Es interesante notar que la tabla que Cunningham usó paracalcular el factor de roca es muy similar al índice de tronabilidad usado por Lilly (1986) con unadiferencia importante – Cunningham le dio mayor importancia a la dureza de la roca. En flujos delava de grano fino, por ej., en que el módulo de Young es alrededor de 80 GPa y el UCS es dealrededor de 400 MPa, la dureza es de 80, comparado con un valor máximo de 10 del índice deLilly. El factor de roca de Cunningham, A, se deduce de los datos geológicos de la masa rocosausando la ecuación: A = 0.06(RMD + JPS + JPA + RDI + HF) (62)donde RMD es el descriptor de la masa rocosa, JPS es el espaciamiento de las diaclasas verticales,JPA es el ángulo del plano de diaclasa, RDI es la influencia de la densidad y HF es el factor dedureza.Los valores para los parámetros de la ecuación del factor de roca se muestran en la tabla 5.1. Ladefinición de Cunningham de las diaclasas está relacionada con la malla de perforación, y ladefinición de sobre tamaño. Esto reconoce claramente los diferentes impactos que un fragmento de800 mm, por ej., tendría en una operación de una cantera pequeña comparado con una operacióngrande de minería. PARAMETRO RANKINGDescripción de la MasaRocosa (RMD)Pulvurulento/Quebradizo 10Diaclasado verticalmente JPS + JPAMasiva 50Espaciamiento de fracturas(JPS)0.1 m 100.1 a sobre tamaño 20Sobre tamaño a tamaño de la 50malla____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 70 -
  • 71. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Angulo del plano de fractura(JPA)Buza fuera de la cara 20Rumbo perpendicular a la cara 30Buza hacia la cara 50Influencia de la Densidad RDI = 25*SG – 50(RDI)Factor de Dureza (HF) E/3 para E<50 GPa UCS/5 para E>50 GPa (E = módulo de Young, UCS = resistencia a la compresión uniaxial)Tabla 5.1. Ranking para el factor de roca de Kuz-Ram (después de Cunningham, 1987).La experiencia personal indica que la última ecuación de Cunningham para calcular el factor deroca sobre estima considerablemente el término. Para preservar las tendencias para estimar eltérmino, se recomienda que la ecuación se altere simplemente cambiando el valor de la constante0.06 a 0.04. Este cambio reduce el valor estimado del factor de roca en un tercio, produciendo, a suvez, una mejor estimación de la fragmentación que parece describir mejor el funcionamiento de latronadura en operaciones de tronaduras en banco.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 71 -
  • 72. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________5. EVALUACIÓN DEL RESULTADO EN LA TRONADURA.La habilidad para mejorar y comparar el trabajo de diferentes productos explosivos, es algo que debeestar dentro de las capacidades de todos los usuarios de explosivos. En instancias donde seencuentran dificultades en la operación de tronadura, los operadores deben saber si direccionan susesfuerzos de mejoramiento a los productos (explosivos y accesorios), la malla de tronadura y sudiseño, o a cambiar los procedimientos.Con la aparición de instrumentación moderna para monitorear, de modelos muy sofisticados paradiseño y predicción de tronadura, y explosivos y sistemas de iniciación más versátiles, la tronaduramoderna se está moviendo más y más hacia la ciencia. Las tronaduras deben diseñarse con un altogrado de confianza de lograr metas específicas.El objetivo de esta sección es presentar una metodología para la evaluación de las tronaduras y desus diseños para permitir una sintonía fina u optimización de los diseños de tronadura.5.1. RESULTADOS DE LA FRAGMENTACION.En muchos aspectos, este debe ser uno de los índices principales del funcionamiento del explosivo,ya que directamente mejora uno de los objetivos principales de la tronadura: el requerimiento defragmentar la roca para facilitar una excavación y remoción rápida.Sin embargo, la medición de la fragmentación de la tronadura es uno de los puntos más difíciles queencaran los técnicos en tronadura. La tecnología moderna está investigando los métodos defotografía automática y el escaneo de imagen de videos, pero a la fecha no existe un método barato osimple, y pocos grupos técnicos están preparados para cribar mecánicamente la pila completa de unatronadura, que puede tener entre 10.000 a 1.000.000 de ton. Este tamizado mecánico esparticularmente difícil en excavaciones subterráneas donde el chancador primario está antes que eltransporte a la superficie.Parámetros críticos de diseño, tales como el diámetro del hoyo y la separación de los hoyos sepueden estimar usando un conjunto de modelos y ecuaciones simples, pero estos deben ser sóloconsiderados como estimaciones iniciales. La sintonía fina y la optimización de diseños, requiere unconocimiento más íntimo de la interacción compleja entre la masa rocosa local y el explosivo usado.Este conocimiento más íntimo puede venir sólo de mediciones cuantitativas y monitoreo de losresultados de la tronadura.Con instrumentación moderna ahora rápidamente disponible para los tronadores, es frecuentementeposible ubicar sensores alrededor de la tronadura de manera que la detonación de cargas individualesse pueda monitorear. El procedimiento se describe generalmente como “monitoreo de tronadura” yse refiere a cualquier forma de registro y que se efectúa durante el período en que la malla detronadura se inicia y detona. El período de tiempo sobre el cual ocurre el evento completo, esgeneralmente menor que dos segundos, pero en la tronadura convencional de túneles, hasta casi 10____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 72 -
  • 73. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________segundos. En algunas minas subterráneas de Sud África, las tronaduras de paneles simples puedendurar hasta 15 minutos.Los procedimientos técnicos de monitoreo son:1. Monitoreo de eventos, diseñado para detectar la iniciación o detonación de cada carga o cargas seleccionadas en la malla de tronadura.2. Monitoreo del funcionamiento, diseñado para proporcionar información concerniente a la eficiencia con que cada carga detona y la efectividad de la interacción explosivo/roca.Ambas técnicas se usan para identificar aspectos del funcionamiento de la tronadura que puedenimpactar significativamente en la fragmentación. Ellos pueden, por lo tanto, ser considerados comoindicadores indirectos de la fragmentación.5.2. MONITOREO DE EVENTOS DE TRONADURA.El monitoreo de eventos es un componente esencial de cualquier programa de optimización dediseño. Antes de que un diseño se pueda mejorar o comparar con otro, debe establecerse primeroque la detonación de cargas ocurre de acuerdo a la secuencia diseñada y que cada carga realice lacantidad requerida de trabajo en la roca circundante.El monitoreo de eventos de tronadura usa una variedad de sensores para detectar la detonación oiniciación de cargas separadas de explosivos. La detonación se monitorea usando un rango desensores que incluyen sensores de vibración, electromagnéticos, radio frecuencia, infrarrojos,micrófonos de presión y detectores de impulso.De las técnicas listadas, la más avanzada y más comúnmente empleada es el monitoreo devibraciones. Los sensores de vibración se anclan a la roca muy próximo a la tronadura y detectan lospulsos intensos de choque producidos por las cargas individuales, a medida que detonan. Lossensores comúnmente usados son los geófonos (sensores de velocidad) y los acelerómetros(sensores de aceleración). En la mayoría de las aplicaciones cualquier sensor se puede usar, aunquela alta resistencia al choque y respuesta de frecuencia de los acelerómetros los hace preferiblescuando se monitorea muy próximo a las cargas explosivas.Ejemplos de impulsos de vibración, recolectados usando geófonos, de un hoyo solo se muestran enla fig. 5.1. Note que la naturaleza bipolar de las señales indican las veces cuando la roca alrededordel sensor está en etapa de la amplitud compresión y dilatación. En un geófono la amplitud de laseñal es directamente proporcional a la velocidad de partícula y las unidades por lo tanto semuestran en m/s o más comúnmente en mm/s. Para un sensor acelerómetro, la amplitud esdirectamente proporcional a la aceleración y las unidades son m/s2 o “g” (1g = aceleración debido ala gravedad = 9.8 m/s2). Note además que el tiempo del evento se puede medir con gran precisiónusando grabadoras digitales con velocidades de sampling hasta 1 MHz (1.000.000 muestras/seg.).Extendiendo el procedimiento de monitoreo a tronaduras de muchos hoyos, conducirá a unasecuencia de pulsos similar a los mostrados en la fig. 5.1, con el intervalo de tiempo entre los pulsos____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 73 -
  • 74. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________sucesivos que representen el intervalo de retardo real entre la iniciación de las cargas sucesivas. Lafig. 5.2 muestra un registro de una tronadura en zanja en roca dura, en la cual la detonación de cadahoyo se puede confirmar y el tiempo preciso de iniciación determinado para cada hoyo.5.2.1 LIMITACIONES DEL MONITOREO DE EVENTOS.El monitoreo de tronaduras usando sensores de vibración no siempre es capaz de identificar lainiciación de cada carga explosiva. De la presentación anterior, el monitoreo de vibración estáorientado a la identificación de cargas retardadas separadamente. Si muchas cargas comparten elmismo retardo, el monitoreo basado en vibraciones puede no ser capaz de detectar la detonación detodas las cargas, especialmente si todas las cargas detonan simultáneamente o casi.La fig. 5.3 presenta dos casos donde las cargas se han iniciado casi simultáneamente. En cada casodos cargas son discernibles, aunque se requiere del operador algún grado de interpretación. Cuandomás cargas están involucradas, o cuando el tiempo entre iniciaciones individuales es menor, puedeno ser posible decir como han detonado muchas cargas, aunque los patrones complejos deinterferencia de vibración aún indican un reforzamiento de los niveles de vibración y la iniciación demúltiples cargas.Una segunda complicación es causada por las propiedades de la roca que se está tronando. Lospulsos de vibración de los dos hoyos en la fig. 5.1 se obtuvieron de tipos de rocas completamentediferentes. La onda de alta frecuencia se produjo por una pequeña carga de Anfo de un hoyo solo enroca dura, frágil en un medio subterráneo. La onda de baja frecuencia se produjo por una carga largade Anfo de un hoyo solo en una roca más blanda en un medio de superficie. La duración de la ondaestá influenciada por el largo de la carga como la describe Grant et al (1987), pero probablementeesté aún más influenciada por el módulo de la roca que rodea al hoyo.Cuando el intervalo de retardo entre las detonaciones de cargas sucesivas es menor que la duraciónde la onda individual, ocurrirá una interacción y reforzamiento de las vibraciones, y la onda devibración resultante puede llegar a ser muy compleja para desenmarañarla, como la onda mostradaen la fig. 5.4. Esto pasa comúnmente en formaciones de rocas blandas, en tronaduras grandesmasivas subterráneas donde el intervalo de retardo promedio entre cargas es muy pequeño y elnúmero de cargas puede ser mayor que 1000. Mejor discriminación se puede obtener moviendo elsensor de vibración más cerca de la tronadura.5.2.2. PROBLEMAS COMUNES DE TRONADURA.Los tipos de problemas comunes observados en las tronaduras, incluyen tiros quedados (cargas sindetonar), iniciación instantánea (cargas detonadas por el sistema de iniciación) y la iniciación porsimpatía (cargas iniciadas por el impacto de cargas adyacentes). Algunos ejemplos se muestran en lafig. 5.5. En primera instancia las cargas en la sección crítica de la rainura de una tronadura en túnel,falló en detonar. Después de repetidas fallas, los hoyos se omitieron del diseño sin afectar alresultado de la tronadura.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 74 -
  • 75. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________En la segunda instancia de la fig. 5.5 ocurrió una iniciación simultánea dentro de varias paradas dehoyos en una tronadura masiva. Los tiempos de iniciación que muestra el registro reflejan lostiempos de retardo de superficie para las paradas: detonaron mucho antes que el tiempo diseñado deiniciación del primer hoyo. Cuando las cargas en las filas posteriores se inician antes que se hayacreado una cara libre, poco trabajo útil se puede realizar, y la carga tiene una alta probabilidad deinterrumpir las cargas circundantes, de manera que este tipo de defecto puede ser particularmentedañino en términos de controlar el daño o la fragmentación.Cuando se interpretan registros de vibración, puede ser difícil diferenciar entre cargas sin detonar ylas iniciaciones por simpatía. Las cargas localizadas muy próximas, pueden ser iniciadas porsimpatía por la última carga iniciada, y aparece como tiro quedado por la ausencia de una respuestade vibración a su tiempo nominal de iniciación. Cuando las respuestas de vibración estánconsistentemente ausentes, los espaciamientos de los hoyos se deben aumentar o los hoyos se debenremover de la malla, para ver si el problema se resuelve.El monitoreo de tronadura, por lo tanto, representa una aproximación muy pragmática a laoptimización del diseño de la tronadura, proporcionando información real acerca del funcionamientoy la interacción de las cargas individuales y permite decisiones considerando el espaciamiento entrehoyos, potencia del explosivo y tamaño de la carga y el tiempo de retardo a ser hecho, basado enrespuestas medidas y observadas. Es importante recalcar que el monitoreo de tronadurasproporciona un medio positivo de asegurar los efectos de los cambios en los diseños de tronadura.5.3. EVALUACIÓN DEL FUNCIONAMIENTO DEL EXPLOSIVO.Este tipo de monitoreo tiene una aplicación principal para el modelamiento, proporcionando lainformación básica del funcionamiento del explosivo y la interacción explosivo/roca que se requierepara calibrar y verificar los modelos de predicción. En un amplio rango, el monitoreo delfuncionamiento se puede usar siempre que el usuario sienta que el producto explosivo, el sistema deiniciación o el diseño de tronadura pueda estar fallando en un aspecto u otro.Los aspectos del funcionamiento que se pueden monitorear para proporcionar una retro alimentacióncuantitativa al operador y que se puede esperar razonablemente que afecte los resultados y laeconomía de la tronadura, incluyen:1. VOD en el hoyo y la presión de detonación del explosivo.2. Velocidad y energía cinética del movimiento del burden.3. Generación de sobre tamaño.4. Nivel de choque inducido en una proximidad muy cercana al hoyo.Los factores listados anteriormente han excluido tal vez a los aspectos más importantes delfuncionamiento del explosivo: el grado de fragmentación y la excavabilidad lograda por latronadura. Estos se han excluido ya que generalmente no son mensurables dentro de lospresupuestos normales de operación. Sin embargo, debe tomarse en cuenta que éstos son____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 75 -
  • 76. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________últimamente los aspectos más importantes del funcionamiento, y todas las otras mediciones puedensólo ser intentos de evaluación indirectos del funcionamiento.5.3.1. MEDICION DEL VOD EN EL HOYO.Existen dos técnicas principales para medir el VOD en el hoyo, aunque se pueden observar muchasvariantes en instrumentación dentro de dos grupos principales:1. Métodos del punto de contacto, que mide el tiempo de propagación del frente de choque entreintervalos de distancia conocidos, proporcionando un número relativamente pequeño de lecturassobre el total del largo del hoyo.2. Métodos continuos, que proporcionan una señal continua que se puede interrogar para determinarel VOD, ya sean sobre el largo total del hoyo o de secciones específicas (por ej. alrededor deliniciador).La medición del VOD en el hoyo no es una tarea simple, y la tasa de éxito, sin importar la técnicausada, puede ser tan baja como un 70%. A pesar de los reclamos de algunos operadores ningunatécnica actualmente en uso hoy en día, dará perfectos resultados cada vez que se monitoree un hoyo.En un grado mayor o menor, todos los métodos dependen de la regresión lineal para determinarvelocidades sobre un intervalo y las diferencias principales entre las técnicas es el tamaño mínimodel intervalo sobre el que se pueda hacer una medición exacta.Métodos del punto de contacto.Las técnicas más comunes usadas incluyen sistemas de medición basados en fibra óptica ycontinuidad del plasma. Con la técnica de la fibra óptica, un circuito de conteo electrónico registra elmomento en que el plasma golpea a la fibra óptica. La fibra óptica transmite un impulso intenso deluz y continúa así desde el momento que es golpeada, hasta el término de la reacción de detonaciónen ese hoyo. En ubicaciones lejanas a lo largo de la columna, sensores adicionales transmitenpulsos a intervalos de tiempo entre que las transmisiones se registren usando un contador de altavelocidad. Esta técnica puede medir VOD a niveles aceptables de exactitud en intervalos tanpequeños como casi 0,1 mEl método de la fibra óptica ha dado resultados insatisfactorios en hoyos donde la altura de lacolumna explosiva es grande (o sea, 30 m o más). Se ha propuesto que a presiones hidrostáticas queestán presentes en la base de cargas largas, la naturaleza del plasma provoca cambios dramáticos,emitiendo menos luz que para columnas cortas. El resultado es que se registra sólo una señal débil, yfrecuentemente, no se obtienen mediciones de VOD. El método de fibra óptica tiene la principalventaja que no requiere la inserción de corriente o de sondas electrónicas en el explosivo, y deberíaser menos influenciado por ruidos electrónicos extraños.El segundo método común de punto de contacto es la técnica de continuidad del plasma y es capazde los mismos niveles de medición exacta que el método de la fibra óptica. Con este método (fig.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 76 -
  • 77. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________5.6) los electrodos se colocan en el explosivo durante el carguío a intervalos conocidos (por ej. 0,5 a1 m). Se aplica un pequeño voltaje a través de los electrodos pero no fluye corriente a través de ellosporque los extremos de los electrodos están abiertos.Cuando el frente de la detonación golpea al par de electrodos, la ionización dentro del plasmapermite que una pequeña corriente fluya entre los electrodos. El inicio de este flujo se usa paragatillar el circuito de tiempo para una lectura directa del intervalo de tiempo, o la señal completa sepuede registrar para la interpretación del operador.Los datos reunidos de esta manera se pueden analizar de muchas formas. Las velocidades sobre cadaintervalo discreto se puede calcular para considerar variaciones de VOD a lo largo de la columna; enestos casos el error asociado con cada medición discreta es un máximo (fig. 5.7). Alternativamentetodos los datos se pueden analizar por regresión para obtener una estimación de mayor exactitud quese aplica a la longitud de carga completa como se muestra en la fig. 5.8.Usando las técnicas de regresión en conjunto con el método del punto de contacto, se puedenobtener fácilmente hasta 24 mediciones de VOD por hoyo y la VOD promedio se puede calcular conuna precisión de +/- 1% o más. (McKenzie et al, 1992). Se han hecho monitoreos simultáneos dehasta 16 hoyos por tronadura para tronaduras de producción. Cuando se registra información en talcantidad, la variabilidad del explosivo se puede definir y documentar completamente (McKenzie &Bulow, 1990).El cálculo del VOD en el hoyo, sin embargo, se debe realizar con considerable cuidado. Se hademostrado claramente que zonas significativas de variaciones de velocidad pueden existir alrededordel iniciador. El VOD en el hoyo dentro de una longitud de carga de aproximadamente cuatro vecesel diámetro puede ser significantemente menor que la velocidad de régimen. Esto en sí mismo puedeser un aspecto importante del resultado del monitoreo, ya que influirá en el potencial defragmentación del explosivo en la vecindad del iniciador. Puesto que los iniciadores se ubicangeneralmente en la base de la columna explosiva, el mejorar el funcionamiento durante el períodoinicial de detonación, puede significar mejorar las condiciones de excavación. Complicacionesadicionales se pueden introducir alrededor de las ínter fases entre diferentes explosivos en el hoyo,donde se practica el carguío combinado. La experiencia en medición de VOD en hoyos indica que lavariabilidad entre hoyos es significantemente mayor que la variabilidad dentro del hoyo. Estaobservación indica que más información significante se puede obtener realizando mediciones enmuchos hoyos, que aumentando el número de mediciones y la exactitud de medición en un solohoyo.Métodos de medición continuos.Varios métodos están disponibles para la medición continua de VOD en el hoyo; el más conocido esel método SLIFER, el método CORTEX y el método de la resistencia de alambre.La técnica SLIFER para la medición VOD en el hoyo es un método de medición continua de VOD,permitiendo la identificación de pequeñas inconsistencias en el comportamiento. Este método es____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 77 -
  • 78. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________considerablemente más complejo que el método del punto de contacto, y en este caso utiliza elefecto de resonancia de un cable coaxial corto circuitado para permitir la posición del frente deplasma (que proporciona el corto circuito del cable) para ser calculado en cualquier instante.El cable coaxial se baja al hoyo en el momento del carguío. La sonda del cable forma parte de uncircuito oscilador, la frecuencia de la cual varía con el largo del cable. A medida que el cable seconsume progresivamente por la frente de choque detonante, la resonancia del circuito cambiacontinuamente, y un convertidor de frecuencia a voltaje emite una señal de voltaje que se registra engrabadoras de alta velocidad.La técnica es capaz de detectar pequeñas anomalías en el VOD en el hoyo, y puede proporcionarinformación valiosa concerniente al efecto del tamaño del iniciador en variaciones de aumento develocidades, el efecto de un booster adicional y el comportamiento en las ínter fases explosivo1/explosivo 2 en carguío combinado. Cuando se lleva a cabo simultáneamente en hoyos múltiples, elmétodo SLIFER es una herramienta poderosa para investigar el funcionamiento de la tronadura endetalles minuciososPuesto que la técnica SLIFER también depende del plasma en el frente de detonación para efectuarel corte del cable, el éxito de esta técnica también depende de la calidad del plasma.Experimentalmente, las características del plasma varían considerablemente dependiendo de laformulación del explosivo, la condición del hoyo y su profundidad. El SLIFER tiene la desventajaprincipal de requerir un análisis muy complejo para calcular el VOD de la señal registrada, ya queno existe una proporcionalidad simple entre la amplitud de la señal o la gradiente de la señal y elVOD.El método CORRTEX es el más complejo para medir el VOD, requiriendo una instrumentaciónmuy cara. El método usa reflectometría del dominio de tiempo para interrogar el tiempo de tránsitoen dos direcciones de un pulso eléctrico reflejado al final de un cable coaxial. El método no esdisímil al de un radar. A medida que la onda de choque avanza a lo largo del cable, este es ocomprimido o corto circuitado, causando que el tiempo de tránsito en las dos direcciones se acorte.Aún una compresión del cable relativamente ligera, es suficiente para producir una reflexión,permitiendo la ubicación precisa del punto de aplicación de la presión a calcularse. El métodoCORRTEX se ha comercializado en la forma de sistema VODR. A pesar de los reclamos de extremaposición, este artefacto hace un muestreo relativamente lento (10 µ s por punto, tasa de muestreo de100 KHz), y por lo tanto, efectivamente toma muestras cada 5 cm. Reconociendo que se requierenvarias muestras antes que se pueda hacer una estimación razonable de velocidad, esta técnica escapaz de proporcionar mediciones de VOD a intervalos aproximados de 0,1 a 0,2 mEl método de la resistencia del alambre es una relación lineal entre el largo del alambre en el hoyo yla resistencia del alambre. Se aplica una corriente constante a un largo de alambre de resistencia quese inserta en el hoyo a la vez que se carga. A medida que el alambre se consume por el frente dedetonación que avanza, la resistencia varía linealmente. La variación de la resistencia se refleja en lacaída de voltaje a lo largo del alambre. El método también se basa en la conductividad del plasma,____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 78 -
  • 79. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________de la misma manera que los métodos SLIFER y el del punto de contacto, y está, por lo tanto, sujetoa las mismas limitaciones con respecto a la confiabilidad.Tal vez una inquietud principal de seguridad del método del alambre de resistencia es que la sondaque se inserta al explosivo conduce corriente desde el instante que la sonda se conecta al monitor.Sin precauciones extensivas a prueba de fallas, hay una posibilidad remota que tales aparatos puedaniniciar al explosivo.5.3.2. MEDICION DEL MOVIMIENTO DEL BURDEN.Después del fracturamiento y fragmentación de la masa rocosa, el próximo requerimiento delexplosivo es aumentar la fracción de huecos en la masa rocosa, produciendo así una pila que puedeser fácilmente excavada por maquinaria tal como palas eléctricas, cargadores frontales, dragas, etc.La habilidad del explosivo de producir una pila fácilmente excavable se relaciona con elcomponente de levantamiento de la energía de detonación.La detonación del explosivo produce presiones de gas extremadamente altas en el hoyo. Estaspresiones actúan para levantar el burden hacia adelante, siendo el movimiento total del burdendeterminado por la energía disponible en los gases en expansión. A medida que la energía aumenta,el burden se mueve con mayor velocidad y logra un desplazamiento mayor desde su ubicacióninicial. Este desplazamiento aumentado, generalmente resulta en un factor de esponjamiento totalaumentado, una excavabilidad de la pila mejorada. La productividad óptima del excavador, sinembargo, requiere que el desplazamiento de la pila sea controlado para producir perfiles específicosa cada tipo y tamaño de excavador.La medición de la velocidad del movimiento del burden, y el cálculo subsecuente de la energíacinética impartida al burden, puede por lo tanto usarse para comparar la energía de levantamientoproducida por diferentes explosivos. La energía cinética E del burden desplazado se calcula de laecuación: 1 E= ∗ mv 2 (63) 2donde m es la masa total del burden y v es la velocidad promedio del movimiento del burden.La velocidad de la masa rocosa completa se puede estimar ya sea por medición directa desdeimágenes fotográficas o por la localización topográfica inicial y final de la pila.Digitalización de película/video.Esto primero requiere que se deben colocar marcas sobre la cara en un número de ubicacionesconocidas. A medida que la cara se mueve durante la tronadura, las trayectorias de cada una de lasmarcas se trazarán sobre intervalos de tiempo fijos y las velocidades computadas. La digitalización,____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 79 -
  • 80. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________por lo tanto, proporciona información concerniente al movimiento de secciones diferentes de la caradel banco. Sin embargo, antes de estimar la energía cinética, se debe determinar una velocidadpromedio para representar el movimiento de la masa rocosa completa. Alguna subjetividadinevitablemente entra en el cálculo de una velocidad promedio. La fig. 5.9 ilustra el movimiento dela cara del banco a la mitad de su altura para diferentes condiciones de tronadura, determinada por ladigitalización del video.Es importante notar que la componente horizontal de la velocidad permanece aproximadamenteconstante después que se logra un valor máximo. El valor máximo se logra después de un período deaceleración en aproximadamente 200 ms de la iniciación del hoyo, aunque esta figura seráextremadamente dependiente del diámetro del hoyo, de la dimensión del burden y del módulo de laroca.METODO DEL PERFIL DE LA PILA.Como una alternativa a la digitalización de video o película, la localización topográfica pre y posttronadura se puede realizar para obtener perfiles por sección. De estos perfiles se puede determinarlos centros de gravedad de las secciones y se puede calcular el desplazamiento del centro degravedad de la masa rocosa. Conociendo el desplazamiento tanto vertical como horizontal yasumiendo que la velocidad inicial fue sólo en la dirección horizontal, la velocidad promedio delmovimiento se puede calcular usando ecuaciones simples del movimiento.De la fig. 5.10 el tiempo de vuelo t del burden se calcula del desplazamiento vertical Y, por laecuación: 2Y t= (64) gdonde g es la aceleración de gravedad (9,8 m/s2).Del conocimiento del tiempo de movimiento del burden, la velocidad horizontal se puede calcularusando la ecuación: x v= (65) tEsta técnica tiene la ventaja que proporciona una estimación exacta y objetiva de la velocidadpromedio del movimiento de la pila. No proporciona ninguna información concerniente almovimiento diferencial de la cara, y, por lo tanto, tiene aplicación limitada para estudiar los efectosde un carguío combinado.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 80 -
  • 81. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________5.3.3. MEDICION DE LA ENERGIA DE CHOQUE INDUCIDA.La medición directa de la componente de choque de la energía de detonación se puede hacermidiendo el nivel de vibración inducida en la proximidad del hoyo. Esta vibración induce unadeformación dinámica en la masa rocosa y en ubicaciones donde esta deformación excede ladeformación de rompimiento de la roca, ocurriendo fracturamiento o fragmentación. Unaaproximación simple de la relación entre vibración y deformación se muestra en la ecuación: PPV ε= (66) Vpdonde ε es la deformación dinámica peak, PPV es la velocidad peak de partícula y Vp es lavelocidad de la onda p de la masa rocosa.La relación anterior permite una estimación del nivel de vibración requerido para iniciar nuevasfracturas en la roca intacta. Los niveles reales de vibración inducida en la roca se pueden medirusando un geófono, proporcionando una lectura directa del PPV. Los explosivos que inducen un altonivel de deformación dinámica son capaces de iniciar un mayor número de nuevas o principalesfracturas en la roca, que aquellos que inducen niveles más bajos de deformación.Sin embargo, los geófonos y la mayoría de otros transductores de medición son incapaces de resistirlos niveles extremos de vibración y deformación inducida cercanos al hoyo. Por esta razón, lamedición directa generalmente no se puede realizar muy próximo a los hoyos y los niveles próximosa los hoyos se deben estimar por extrapolación usando ecuaciones que se adecuen a medicioneshechas lejos de los hoyos. Claramente, el grado de extrapolación se debe minimizar, asegurando quela medición de PPV se realice tan próximo a los hoyos como sea posible, sin exceder los límites deltransductor.La ecuación considerada más apropiada para este propósito toma en cuenta el efecto del largo de lacarga en la estimación del PPV y fue desarrollada por Holmberg & Persson (1979): α   H dx  V = Kγ  ∫ α β  (67) o 2   [  Ro + ( Ro tg φ − x ) 2 ] 2α  donde K, α y β son constantes específicas del lugar y los otros términos se describen en la fig.5.11, y γ es la concentración de carga (kg./m) en el hoyo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 81 -
  • 82. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Esta ecuación se puede derivar de ecuaciones simples de peso de carga escalar, pero no se adecua adatos medidos usando técnicas de regresión lineal convencional. Cuando se aplica a lugares demonitoreo aproximadamente más de 10 largos de cargas lejos de los hoyos, la ecuación anterior sereduce a: PPV = Kwt α x − β (68)Una vez que los valores de parámetros de mejor ajuste se obtienen de ajuste por computadora (fig.5.12), la ecuación de Holmberg & Persson se puede usar para calcular valores de vibración o choquea cualquier distancia del hoyo. Una distancia significante para calcular niveles de choque es ladimensión de un burden, ya que esto proporciona una buena indicación del potencial dequebrantamiento para análisis de fragmentación y una buena idea del ion potencial de daño de laroca detrás de la malla de tronadura.El valor calculado de PPV a una dimensión de un burden lejos el hoyo se puede considerar como uníndice de fragmentación, ya que simplísticamente se considera proporcional a la deformación derompimiento en la roca. En muchos aspectos es una medición más directa del potencial defragmentación que la presión de detonación o el VOD en el hoyo.Debe hacerse notar sin embargo que esta aplicación de monitoreo de vibración requiere datosconfiables de vibración. Los datos se deben obtener cuidadosamente y el programa experimental sedebe repetir varias veces antes de que se obtengan resultados significativos.5.4. EVALUACIÓN DEL FUNCIONAMIENTO DE LOS ACCESORIOS.El funcionamiento de los accesorios explosivos se relaciona principalmente con la exactitud de losdetonadores de retardo y la adecuación de los sistemas de iniciación con los productos explosivos.El grado de dispersión de los tiempos de iniciación de un detonador de retardo se puede medirusando un rango de equipo electrónico de medición de tiempos. Tales pruebas se limitangeneralmente a una determinación por medición. La fotografía de alta velocidad permite medirmuchos detonadores en un solo disparo, pero se limita su exactitud por los marcos por segundo de lacámara. Algunos operadores han declarado ser capaces de medir los tiempos de iniciación de loselementos de retardo en el hoyo usando fotografía de alta velocidad confiando en el cordóndetonante “cuenta cuentos” para proporcionar la expresión en superficie de la detonación en el hoyo.Este método es perjudicial influenciando el funcionamiento de la tronadura y debe evitarse.Tal vez la forma más simple para probar la exactitud de los retardos es usar un micrófono y algunaforma de registrar la onda completa. Esta técnica es capaz de medir los tiempos de iniciación de almenos 10 detonadores por disparo, con una exactitud de más o menos 1 ms ó mejor. Este nivel deprecisión es más adecuada para la mayoría de los detonadores, incluyendo los detonadoreselectrónicos que dicen tener una precisión de +/- 1 ms para cualquier período de retardo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 82 -
  • 83. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________5.4.1. NOTACION ESTADISTICA PARA LA VARIABILIDAD DE LOS RETARDOS.Los datos fundamentales obtenidos de las pruebas de retardo son la media y la desviación estándar,de las cuales todas las estadísticas aplicables se pueden calcular. Estos dos parámetros introducenlos conceptos de exactitud y precisión. La exactitud, con relación a la variabilidad del retardo, sepuede definir como la proximidad del tiempo de iniciación medio para un grupo simple de retardos aun tiempo nominal de disparo. Luego, un batch seguro de elementos de retardos deben tener untiempo medio de disparo de aproximadamente el tiempo nominal de iniciación. Por otro lado, ladesviación estándar es un indicador de precisión. Precisión es una medida de dispersión de un grupode tiempos de iniciación.5.4.2 EXACTITUD DEL RETARDO.Si se hace un muestreo una pequeña muestra de tiempos de iniciación, las medias de la muestra nonecesariamente coincidirá con el tiempo nominal de iniciación. Esto se puede deber a la variacióndel azar, o que la media verdadera está fuera de valor del tiempo de iniciación nominal. Estavariación se puede deber al proceso de fabricación y/o a las condiciones de almacenamientoposterior antes de las pruebas.Para permitir que todos los resultados, independiente del tiempo nominal de retardo o el tipo deretardo se agrupen para calcular la “exactitud”, el tiempo de disparo medio normalizado ( α ) secalcula de acuerdo a la ecuación: µ−n α= ∗100 (%) (69) ndonde µ es el tiempo medio de disparo para un grupo simple de retardos y n es el tiempo nominalde iniciación para el grupo.La exactitud por lo tanto representa la variación entre el tiempo nominal de iniciación para un grupode detonadores de retardo y el tiempo medio real de disparo para aquellos retardos.5.4.3. PRECISION DE RETARDO.La naturaleza de los compuestos pirotécnicos es tal que los elementos de retardo no reaccionan a unavelocidad de reacción constante, independiente del grado de control de calidad sobre las condicionesde fabricación pero más bien dentro de tolerancias especificadas.Los tiempos de detonación se distribuirán alrededor del tiempo medio de disparo del batch. Esteefecto de dispersión se puede atribuir a las variaciones en las cinéticas químicas de los compuestosde retardo y del volumen absoluto del producto en el retardo mismo. A diferencia de la variacióncon la media de la muestra que se asumió debido a los factores que afectan el proceso de fabricación____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 83 -
  • 84. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________y el uso posterior, la varianza es atribuida a la variación en el compuesto mismo. El tamaño delgrano, la pureza y el contenido de humedad afectarán todas la velocidad de reacción. El controlabsoluto sobre todos estos parámetros no es factible y como tal la variación es una propiedadinherente a los elementos pirotécnicos de retardo.La precisión de los elementos de retardo se definen, por lo tanto, en términos de la desviaciónestándar de un grupo de retardos y el tiempo medio de iniciación, y en términos estadísticos serefiere al coeficiente de variación β expresado como un porcentaje: σ β = ∗100 (%) (70) µdonde σ es la desviación estándar calculada y µ es el tiempo medio calculado de iniciación(usualmente aproximadamente igual al tiempo nominal de iniciación).5.4.4 EL FACTOR F.El factor F representa un número simple capaz de representar tanto la exactitud como la precisión deun grupo de retardos; se define como: x− µ F= (71) σdonde x es el punto medio entre el tiempo de retardo nominal y el tiempo de retardo nominal delpróximo retardo en la serie.Luego, el factor F representa el número de desviaciones estándares entre el tiempo medio y el puntomedio al próximo retardo en la serie. Para retardos de alta precisión, con muy baja probabilidad detraslape con el próximo elemento en la serie, el factor F será alto. Un factor F bajo significa que esprobable que la dispersión exceda la mitad del intervalo al próximo elemento en la serie y ocurraprobablemente un traslape entre los detonadores.Cualquier muestra de retardos se puede clasificar de acuerdo a su factor F y la probabilidad detraslape (asumiendo que los retardos adyacentes tienen el mismo factor) se puede calcular como semuestra en la tabla 5.1.RANGO DEL FACTOR F PROBABILIDAD DE TRASLAPE (%) 0.0 – 0.5 50.0 –24.0 0.5 – 1.0 24.0 – 7.9 1.0 – 1.5 7.9 – 1.7 1.5 – 2.0 1.7 – 0.23 2.0 – 2.5 0.23 – 0.02____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 84 -
  • 85. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Tabla 5.1. Probabilidades de traslape para varios factores F.Las series convencionales de retardos eléctricos típicamente tienen un factor F entre 0.5 y 2, aunquealgunas de las nuevas series eléctricas disponibles en USA tiene un factor F en el rango de 5 a 10,indicando una precisión extrema.5.4.5. PROBABILIDADES DE ESTAR FUERA DE SECUENCIA.La dispersión de retardos es del mayor interés cuando conduce a una detonación fuera de secuenciay luego, la probabilidad de tales ocurrencias es un descriptor apropiado de la exactitud/precisión deuna serie de retardo. Del conocimiento de las medias y de las desviaciones estándares para cada unode los dos períodos nominales de retardo, la probabilidad de traslape se calcula de:  µ − µ − t Posd =1−φ  n +1 n  (72)  σ2 +σ2   n +1 n donde φ ( x ) es la función de densidad de la probabilidad estándar normal acumulativa de lavariación estándar normal, µ y σ son las desviaciones medias y estándar de los dos retardos y t esla separación mínima requerida entre iniciaciones sucesivas (por ej. 0 para detonaciones fuera desecuencia).La dispersión de retardo puede también ser de interés cuando los tiempos de iniciación de diferentestiempos de retardo lleguen a ser tan próximos que causen un refuerzo significativo de los niveles devibración y daño. La ecuación de más arriba también se puede usar para investigar la probabilidadque cualquiera de los dos detonadores se inicie dentro de cualquier intervalo de tiempo especificado,por ej. , 5 ms uno de otro. Puesto que muchas combinaciones no eléctricas usadas en canteras yminas resultan en intervalos efectivos de retardos en el rango de 3 a 8 ms, este tipo de descripción deexactitud de retardo puede ser particularmente pertinente con respecto al control de niveles devibración inducidos en el subsuelo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 85 -
  • 86. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________6. DAÑO POR TRONADURA Y ESTABILIDAD DE ROCAS.Tronaduras exitosas producen material que se excava fácilmente, provocando una altaproductividad del equipo excavador, y que es fácilmente pasado a través del chancador primario,permitiendo un alto rendimiento del chancador. Si la tronadura está logrando sus objetivos, lasmetas de producción se pueden lograr más fácilmente y la operación estará en camino deminimizar los costos totales de producción.Si la tronadura no está logrando totalmente sus objetivos, los costos de producción aumentarán enáreas tales como tronadura secundaria, carguío, mantención (excavadoras, camiones, silos,parrillas, etc.), y chancado. La tronadura, por 1o tanto, tiene el potencial de influir en la economíade la operación de muchos procesos aguas abajo, y para promover la eficiencia de la operación, losoperadores a menudo se equivocan sobre tronando.Una complicación para la filosofía de la tronadura de producción es la a veces principalpreocupación de la estabilidad de los taludes - con respecto a ya sea la estabilidad a largo plazo deaberturas permanentes o taludes finales, o la estabilidad a corto o mediano plazo de aberturas otaludes provisorios. Las tronaduras adyacentes a estas estructuras deben aún lograr una extraccióneconómica de la roca, pero el impacto destructivo de los explosivos se debe reducir o aminorarpara mantener la integridad de la estructura final. Malas prácticas de tronadura pueden resultar enla necesidad de trabajo adicional para estabilizar la excavación que queda después de la tronadura,y un volumen de roca aumentado que debe removerse.Estudios en literatura e historias de casos indican tres mecanismos principales por las cuales latronadura puede impactar en la estabilidad de estructuras de rocas cercanas, incluyendo lageneración de nuevas fracturas y grietas en roca previamente intacta (vibración controlada), ladilatación de diaclasas por la acción de los gases de explosión de alta presión, y creación dedeslizamientos a lo largo de diaclasas orientadas desfavorablemente y de superficies de fracturas(vibración controlada). De estos mecanismos, es importante reconocer que los dos primeros sonefectos de campo cercano que ocurren cerca de la zona de tronadura, mientras que el último puedeocurrir a distancias de decenas o aún cientos de metros lejos de la tronadura.6. l INFLUENCIAS DE LAS VIBRACIONES EN EL CAMPO LEJANOLa aceleración de partículas se relaciona frecuentemente al estado friccional de equilibrio queexiste entre los bloques en la masa rocosa, y se considera que tiende a bajar el coeficiente defricción de fracturas y planos de diaclasas orientados desfavorablemente. El análisis de aceleraciónes un método comúnmente usado para investigar los efectos de ondas de esfuerzos dinámicos enlos bloques de roca, y su estabilidad alrededor de las excavaciones, y está basado en modelos parapredecir la influencia de terremotos en la estabilidad de los taludes. En teoría, los modelos deelementos finitos dinámicos y de borde, tienden a análisis de estabilidad de masas rocosas, pero enla práctica, los modelos analíticos no son capaces de predecir confiablemente fallamientos enexcavaciones debido a vibraciones inducidas por la tronadura. Lilly & Thompson (1992) atribuyen____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 86 -
  • 87. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________el fracaso general de estos modelos a las frecuencias muy diferentes entre los terremotos (confrecuencias alrededor de l Hz) y tronaduras (frecuencias en el rango de 20 a 100 Hz), y a la cortaduración de las tronaduras. Lilly & Thompson prefirieron basar su análisis de estabilidad de untalud formado completamente por tronadura en una relación entre el factor de seguridad y el nivelde aceleración inducido por la tronadura.El método de Lilly & Thompson está basado en observaciones y análisis de fallamientos, y puedeno ser confiablemente usado como una herramienta predictiva hasta que primero no sea calibradoen un fallamiento. Es un método empírico para evaluar el estado de la estabilidad de una masarocosa bajo carga dinámica usando factores estáticos de seguridad. En su favor, el métodoconsidera el estado de una masa rocosa después de la tronadura, por la que incorpora el estado defracturas inducidas par la tronadura y proporciona guías operacionales para operaciones detronadura en curso. Es importante señalar que Lilly & Thompson usan un método basado en laaceleración para valorar la estabilidad de taludes después de la tronadura, en lugares remotos de lasoperaciones de tronaduras, sin métodos dirigidos a controlar el daño en la tronadura. Bajo esteconcepto sus métodos son más correctivos que preventivos.El nivel peak de aceleración, ao , medido en unidades de g, y el nivel peak de velocidad Vo, medidoen mm/s, están muy relacionados por una onda vibracional sinusoidal de frecuencia f, como semuestra en la ecuación: ao = 2πf 10 −4 Vo (73)Puesto que la frecuencia de la vibración inducida par la tronadura es relativamente constante paraun lugar en particular, los factores que decrecen la velocidad de partícula peak también disminuirála aceleración de partícula peak. Además, debido a que es numéricamente más simple y confiablediferenciar una onda de velocidad para obtener las formas de la onda de aceleración, el monitoreode vibraciones por la general involucra al uso de geófonos de velocidad más que de aceleración.Sin embargo, tanto las formas de las ondas de aceleración y velocidad se pueden obtener de unaonda de velocidad o aceleración.6.2 INFLUENCIA DE LA VIBRACION EN EL CAMPO CERCANO.La velocidad vibracional de partículas se relaciona frecuentemente con la habilidad para inducirfracturas frescas, a través de la relación entre la velocidad de partículas y la deformación de lapartícula, y está muy relacionada con la masa rocosa en la vecindad inmediata de los hoyos, dondeel impacto de la tronadura es más pronunciado. Debido a su relación con la deformación inducida,el análisis de la velocidad de partícula tiene la habilidad de tratar métodos para controlar el grado yextensión de las fracturas inducidas por la tronadura, sugiriendo un método de prevención más quecorrectivo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 87 -
  • 88. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Niveles altos de vibración pueden dañar la masa rocosa iniciando fracturas frescas o extendiendo ydilatando fracturas existentes. En este contexto la vibración se puede considerar como unadeformación o esfuerzo en la masa rocosa. A niveles bajos de vibración, tales como a distanciasrelativamente grandes de la tronadura, los niveles de deformación inducida son muy bajos paraprovocar fracturamiento en la masa rocosa. A distancias más próximas, los niveles de esfuerzo sonsuficiente para extender fracturas existentes, pero insuficiente para inducir fracturas frescas. Muycerca de los hoyos, los niveles de vibración serán suficientemente altos para inducir fracturamientoen la roca de los alrededores: PPV ε= (74) VpEsta ecuación presenta la relación entre los niveles de vibración peak, PPV, y la deformacióninducida ε para una masa rocosa de velocidad de onda compresional Vp. De la Ley de Hooke, yasumiendo un modo de fallamiento frágil de la roca, la velocidad de partícula crítica, PPVcritica quepuede ser resistido por la roca antes que ocurra un fallamiento por tensión, se puede calcularconociendo la resistencia a la tensión σt, el módulo de Young E, y la velocidad de propagación dela onda P, Vp, usando la ecuación: σ t *V p PPV MAX = E (75)La ecuación se puede simplificar asumiendo una razón de Poisson conservadora para la roca de0.25. La versión simplificada requiere conocer sólo la velocidad Vp, la resistencia a la tensión σt(estimada de la resistencia a la compresión como UCS/12), y la densidad de la roca, valores queusualmente se conocen para la mayoría de los tipos de rocas y lugares: σt PPVMAX = 1.2 (76) Vp * ρrHolmberg & Persson (1979) estimaron una PPV para rocas ígneas duras entre 700 y 1000 mm/s.Aunque estos niveles de vibración se mostraron como indicadores confiables de daño incipiente,daños fácilmente observables ocurren a valores 4 veces que para un daño incipiente.Para estimar el nivel de vibración PPV a cualquier distancia X desde una tronadura que contieneun peso Wt de explosivo, se usa una ecuación de carga escalar. PPV = K * X −α * Wt β (77)____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 88 -
  • 89. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Donde K, α y β son constantes específicas del lugar.Para tronadura con hoyos múltiples, el término Wt generalmente se toma como la carga por retardoy en algunos casos (Lilly & Thompson, 1992) es la carga total de todos los hoyos de la tronadura.La definición más apropiada del término peso de la carga se determinará por regresión de datos dellugar, aunque métodos modernos de predicción de vibración se concentran casi exclusivamente enel peso de la carga por hoyo, y el uso de los modelos de la forma de onda elemental (McKenzie etal, 1990), Anderson (1989), Blair (1990) remarcan particularmente la dificultad en definir el pesode la carga, pero también usa el modelo de aproximación de la forma de onda elemental. La fig.6.1 presenta datos de peso de carga escalar para tronaduras de superficie.Sin embargo, estas ecuaciones sólo pueden aplicarse en el campo lejano, donde es válida lasuposición que existe una fuente puntual de vibración. En al campo cercano (muy cerca de loshoyos donde el fracturamiento ocurre), la ec. 77 se debe modificar para tomar en cuenta la formacilíndrica larga de la carga. La ecuación para la predicción de vibración en el campo cercano, comose muestra en la ec. 78, fue desarrollada por Holmberg & Persson (1979) y con los términosexplicados en la fig. 5.11. α H  α  dx PPV = K * γ  ∫ β / 2α  (78)  2 [  0 R0 + ( R0 * tg φ − x ) 2 ]  Donde K, α y β son las mismas constantes que se muestran en la ecuación 77 y γ es la cargalineal cargada en el hoyo (kg./m).Holmberg & Persson (1979) dieron valores de K, β y α de 700, 1.5 y 0.7 respectivamente para lascondiciones de roca dura en Suecia.La ec. 78 indica que el factor que tiene el mayor impacto en la vibración peak y en el daño no es elpeso de la carga por retardo como es evidente en la ec. 77, sino que más bien la carga lineal, que secontrola por una combinación de diámetro del hoyo y densidad de carga. Esta movida de alejar elcentro de interés del “peso de la carga por retardo” también se refleja en un reciente paper deAnderson (1989) y Blair (1990).Del conocimiento de las características de propagación de vibración de la masa rocosa y de larelación entre la vibración y la deformación, es posible establecer contornos de fracturamientoalrededor de un hoyo o HALO DE DAÑO. Estos halos representan la zona alrededor de un hoyoen que el fracturamiento fresco ocurrirá como resultado directo de la vibración desde el explosivoque detona en el hoyo. Tal diagrama de contorno proporciona una buena indicación de la cantidad____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 89 -
  • 90. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________de quebradura detrás de una tronadura, y la distancia mínima requerida entre la última fila y la patade la pared final.La extensión de las fracturas existentes puede ocurrir a distancias significantes detrás de la zonadel fracturamiento fresco. Estas fracturas tenderán a ser terminadas por otras fracturas existentes oplanos de diaclasas, y pueden tener un impacto en la resistencia de la roca y en la estabilidad de lamasa rocosa. Un trabajo reciente hecho por Andrieux et al (1994) indica que los niveles devibración requeridos para causar extensión y dilatación de las fracturas pueden ser tan bajos como300 mm/s. o PPVmax/4, en rocas duras.En muchas operaciones, tanto mineras como civiles, la tronadura suave se lleva a cabo paraproducir caras que no sólo son estables sino que también son tan suaves que se elimina la caída depiedras sueltas. Donde se han efectuado tronaduras suaves es imperativo que las tronadurasposteriores no produzcan sobre quebradura detrás de la exposición diseñada y el carguío delexplosivo en las filas de atrás (hoyos amortiguados) deben ajustarse para controlar estrictamente laextensión del daño. El halo de daño se puede usar para examinar la extensión del daño potencialalrededor de los hoyos para determinar el diámetro óptimo y las distancias entre las filas.La fig. 6.2 muestra como el espaciamiento entre hoyos se puede seleccionar en la tronaduraperimetral para asegurarse que el daño a la roca está confinado dentro de la línea de precorte, paraalguna configuración de diámetro de hoyo y explosivo. El halo de daño es el primer pasoimportante en el diseño de tronaduras controladas y se puede usar para determinar el carguío de loshoyos perimetrales y distancias para otras cargas. Se puede aplicar a excavaciones de túneles ycavernas, open pits y tronaduras subterráneas contra pilares o paredes colgantes.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 90 -
  • 91. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________6.3 INFLUENCIA EN EL DESPLAZAMIENTO.A medida que el explosivo sólido se convierte en gas, se desarrollan presiones extremas (mayoresque 1 GPa) que actúan en todas direcciones alrededor del hoyo. Inmediatamente ocurrendesplazamientos en todas las direcciones, pero está claramente limitado en aquellas direccionesdonde las fuerzas confinadas son mayores (detrás y debajo de los hoyos). En aquellas direccionesdonde existe una cara libre cerca de los hoyos, ocurrirá un movimiento. Para tronaduras normalesen banco, el grueso del movimiento ocurrirá hacia delante y, sólo un movimiento menor, ocurriráverticalmente.-Sin embargo, el desplazamiento vertical ocurrirá siempre, comenzando desde el centro de la cargaen el hoyo, continuando hasta que la presión de hoyo disminuya por el movimiento hacia delantedel burden. Los desplazamientos serán mayores en la vecindad de la cara libre, puesto que lasresistencias de retención son menores en esta parte de la masa rocosa. La cantidad de movimientovertical puede minimizarse disminuyendo el tiempo ante que ocurra el movimiento hacia delante.A medida que la roca sobre la base del hoyo se presurice y sea empujada hacia arriba, se dilataránlas fracturas y diaclasas no orientadas verticalmente, permitiendo que los gases de alta presiónpenetren en la masa rocosa. Esta penetración del gas en la masa rocosa y la dilatación de lasfracturas, producirá desplazamiento vertical adicional de la roca alrededor del hoyo.Aún después que los gases de la explosión se han ventilado y la presión de hoyo removida, hay undesplazamiento vertical permanente. Las fracturas dilatadas no retornan a su estado original decerrado y el número de puentes de rocas intactos a través de los planos de fracturas se pueden vergrandemente reducidos, reduciendo considerablemente la resistencia al corte de los planos másdébiles, y posiblemente el ángulo de fricción peak de la masa rocosa. En esta condición, la masarocosa es más susceptible a un fallamiento inmediato, pero también más susceptible adeslizamientos inducidos por vibración por la operación de tronadura que pueden estarrelativamente lejanas de la locación (por ejemplo a cientos de metros).Tanto la penetración del gas como la dilatación de fracturas se han medido en estudios de terrenode tronadura de rocas. La fig. 6.3 muestra como la presión dentro de un hoyo sellado detrás de unhoyo de tronadura primero registra una presión negativa, causada por un esponjamiento vertical ladilatación de fracturas horizontales, seguida por un incremento de la presión sobre la presiónambiental a medida que los gases de explosión se filtran a través del sistema de fracturas dilatadas.El monitoreo establece que la dilatación ocurre antes de la penetración del gas, de manera que lapenetración del gas es probablemente un síntoma más que una causa de la dilatación de lasfracturas detrás de los hoyos.El esponjamiento se ha confirmado con mediciones de extensómetros y se puede medir a decenasde metros detrás de la tronadura, más allá del rango del rango de los gases infiltrados. Aún cuandolas densidades de carga de los hoyos son muy bajas, como en el precorte, desplazamientosverticales significantes se pueden aún medir detrás de los hoyos.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 91 -
  • 92. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El objetivo primario de diseño cuando de truena contra caras finales (tronaduras perimetrales) espor lo tanto minimizar el tiempo sobre el cual la presión de hoyo puede actuar contra la rocacircundante. Para el diseño de precorte, por ejemplo, esto significa que los hoyos no se debentaquear. Para el de recorte, el burden se debe reducir sustancialmente (aumentando el factor decarga), promoviendo el movimiento del material del burden. Ambos métodos de controlar eltiempo durante el cual los gases de explosión actúan, tenderán a producir un ruido y niveles desobre presión muy altos que las cargas normalmente confinadas, pero tendrá menos impacto en lacondición de la pared final.El diseño de las tronaduras perimetrales no tiene que ser un compromiso entre la fragmentación yla estabilidad, pero requiere un diseño especializado usando comúnmente hoyos de pequeñodiámetro, burdens reducidos y densidades bajas de carga de explosivos en las filas posteriores de latronadura. El limitar el peso de la carga explosiva por retardo, probablemente, no influirá en elgrado de desplazamiento, especialmente cuando los hoyos que comparten el mismo retardo estánseparados. Se espera que el peso de la carga por hoyo tiene una influencia más directa en eldesplazamiento.6.4 DISEÑO DE TRONADURAS DE CONTORNO.Se está haciendo más y más frecuente, para las especificaciones de tronadura, incluir un controlestricto sobre la calidad en términos de estabilidad de las caras finales expuestas. Para lograr lasespecificaciones requeridas, se han desarrollados diseños especializados de tronadura y hanadoptado el nombre general de diseños de tronaduras de contorno, o diseños de tronaduras suaves.En general, la tronadura de contorno es más costosa que la convencional, pero pueden habermuchos beneficios aguas abajo que pueden contrarrestar el tiempo adicional y el costo asociadocon tronaduras de contorno, incluyendo:1. Una reducción en la cantidad de roca a ser removida (ciclos de carguío y costos de transporte reducidos durante la excavación).2. Una reducción en la cantidad de relleno de hormigón para mantener los perfiles diseñados de excavación.3. Una posible reducción en la cantidad de soporte del terreno, dependiendo de las especificaciones de soporte inicial.4. Una reducción en el tiempo requerido en preparar las caras expuestas para el soporte de la roca.5. Una dilución reducida causada por el sobre quiebre.6. Seguridad mejorada.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 92 -
  • 93. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Los métodos comunes adoptados en la tronadura de contorno incluyen el precorte, el recorte y latronadura suave. La tronadura suave, es idéntica en la geometría de diseño que el recorte, perodifiere en la secuencia de iniciación. En el recorte, todos los hoyos (o al menos grupos de hoyos) sedetonan instantáneamente, mientras que en la tronadura suave, los hoyos del contorno se inician dea uno o en pares. Todos los métodos ayudan a producir una superficie que es suave, estables y librede material suelto. Las características de diseño comunes a todas las formas de tronaduras decontorno son:1. Reducir la cantidad de explosivo en los hoyos contra la pared final, y aún en la penúltima fila de hoyo.2. Aumentar la densidad de perforación para proporcionar una mejor distribución de explosivo a través de la masa rocosa, y proporcionar una línea acentuada de quebradura.3. Ajustar el tiempo de iniciación para mejorar la interacción entre los hoyos adyacentes.Tal vez los dos aspectos más importantes del diseño de tronadura de contorno son la determinaciónde la densidad de carga más apropiada de explosivo dentro del hoyo, y la distancia mínima entre lacara final y el hoyo más cercano.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 93 -
  • 94. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________6.4.1 DENSIDAD DE CARGA.Las densidades de carguío de los hoyos generalmente se reducen en los hoyos de contorno conestructuras sensibles para reducir la presión de hoyo peak. Durante la detonación, los explosivostotalmente acoplados ejercen una presión de hoyo peak Pb aproximadamente igual al 45% de lapresión de detonación y es dependiente de la densidad ρ y la velocidad de detonación VOD delexplosivo de acuerdo a la ec. 79: Pb = 0.45 * k * ρ exp * VOD 2 (79)Donde la constante k es aproximadamente 0.25 para los explosivos comerciales. Para el Anfo, deuna densidad de 0.85 gr./cc y una velocidad de detonación de 3.500 m/s, se generará una presiónpeak de hoyo de 2.3 GPa. Una emulsión con acoplamiento completo en el hoyo, con densidad de1.2 gr./cc y un VOD de 5.500 m/s, generará una presión peak de hoyos de casi 6.26 GPa. Estaspresiones exceden las resistencias a la compresión de la roca que es generalmente menor a 250MPa, o como máximo la décima parte de las presiones peak de hoyo.En las tronaduras de contorno, presiones peak de hoyo se reducen a casi levemente más que laresistencia a la compresión de las rocas a ser tronadas. Esta reducción generalmente se lleva a caboreduciendo la densidad efectiva del explosivo, ya sea diluyendo el explosivo con un inerte odesacoplándolo de la roca. Cuando un explosivo se desacopla de la roca, el hoyo se llenaparcialmente con el explosivo, de manera de que se logre una gran reducción de la PRESIÓNPEAK DE HOYO a medida que los gases de explosión se expanden para llenar completamente elvolumen del hoyo.El desacoplamiento lateral de un explosivo se logra cuando el diámetro del explosivo es menor queel diámetro del hoyo. Por otro lado, los tacos intermedios de aire, involucran el uso de explosivocompletamente acoplado por sólo una fracción de la longitud del hoyo, con una columna de aire uotro material inerte entre las cargas explosivas y el taco superior.La cantidad a la cual se reduce la presión peak de hoyo depende por lo tanto del grado dedesacoplamiento. Para una carga desacoplada lateralmente, si el diámetro del explosivo se reduce aun tercio del diámetro del hoyo, entonces la presión peak se reducirá a aproximadamente unnoveno (asumiendo un comportamiento ideal del gas) del que produce una carga completamenteacoplada. Generalmente la reducción es mayor que esto, debido a que la mayoría de los explosivosmuestran una disminución en el VOD a medida que disminuye el diámetro de carga y el grado deconfinamiento (FIG. 6.4). Para una aproximación razonable, la presión peak de hoyo de una cargadesacoplada Pb*, se puede determinar desde el conocimiento de la razón de acoplamiento, fc(definida como la relación del volumen de la carga al volumen del hoyo), la densidad del explosivoy la VOD como se muestra en la ec. 80: P *b = f c * Pb n (80)____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 94 -
  • 95. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Donde el exponente n varía de 1.2 a 1.3. La literatura informa de algunas ecuaciones con unexponente de 2.4 ó 2.6, pero estas ecuaciones usan una definición diferente del factor deacoplamiento igual a la relación entre el diámetro de carga y el diámetro del hoyo.Aunque el precorte y el recorte se han usado exitosamente usando grandes grados de acoplamientopara reducir la presión peak de hoyo a niveles iguales a la resistencia a la tensión de la roca, lamayoría de los precortes se realizan con diámetro de carga entre un cuarto a un medio del diámetrode hoyo, reduciendo la presión por un factor de 5 a 30.El carguío del perímetro generalmente utiliza una densidad de carga entre 0.5 a 1 kg/m2, donde elárea se refiere al área de la sección transversal de influencia de la carga (o sea, el espaciamientopor la altura del banco). La selección de la combinación de la densidad de carga y el espaciamientoes importante para lograr una pared final de alta calidad. Los requerimientos de perforación sepueden reducir usando una densidad de carga más alta pero a expensas de aumentar el daño de laroca detrás de la tronadura. La fig. 6.5 muestra contornos de daños calculados alrededor de loshoyos para diferentes densidades de carga.Los métodos más comunes para reducir la densidad de carguío en los hoyos son: las cargasdesacopladas lateralmente (diámetro de carga menor que el diámetro del hoyo), tacos intermediosde aire, explosivos de baja densidad formados por mezcla de explosivos con material inerte talescomo poliestireno, sal, nitrato de sodio, etc.En las tronaduras de contorno, tan importante como la selección de la densidad de carga correctade los hoyos en los hoyos del contorno, es la densidad de carga de los hoyos adyacentes a los delcontorno. El explosivo acoplado por completo en hoyos colocados muy próximos a los cargadoscon carga liviana, producirá un daño que se extiende detrás de los hoyos del contorno, como seindica en la fig. 6.6. La apariencia de las caras después de tronadura indicará si la tronadura decontorno no fue exitosa, pero la falla real puede estar en los hoyos adyacentes. Será frecuentementenecesario además ajustar la densidad de carga en los hoyos adyacentes a los del contorno.6.4.2 GUIAS PARA EL DISEÑO.Como las caras inclinadas son más estables que las verticales, es mejor, a menudo, inclinar lascaras finales en las tronaduras de contorno que se realizan en operaciones de superficie.La práctica de pasaduras debe evitarse en las tronaduras de contorno, ya que reduce la estabilidadde la cara inmediata al piso.El grado de desacoplamiento más efectivo parece ser con cargas con un diámetro entre un tercio ala mitad del diámetro del hoyo. Un desacoplamiento mayor se puede lograr usando cartuchos adiferentes espaciamiento. Para ayudar a calcular el espaciamiento de cartuchos Sc, requerido paralograr un grado específico de desacoplamiento, se puede usarla siguiente fórmula:____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 95 -
  • 96. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________  4w  Sc =  2 −L (81)  Π * ρ * d h * Rc Donde w es el peso del cartucho (Kg), ρ es la densidad del explosivo en el cartucho (gr./cc), dh esel diámetro del cartucho (m), Rc es la relación de acoplamiento deseada y L es el largo de loscartuchos usados (m).En terrenos muy débiles, los hoyos del perímetro con taco pueden crear cráteres, excesivo daño enel collar del hoyo, especialmente si la relación de acoplamiento es relativamente alta. En estoscasos, puede ser mejor dejar los hoyos sin taco. Por lo general, el taco se coloca a una longitudaproximada de 15 veces el diámetro del hoyo.Buenas estimaciones para el burden B y espaciamiento S para las tronaduras suaves y recortes sepueden obtener de: γ B = 1.25 (82) k S = 0 .8 B (83)Donde k es el factor de carga diseñado (kg./m3) y γ es la concentración lineal de carga (kg./m).Para túneles, los valores típicos de k varían entre 0.5 a 0.75 kg./m3 y para operaciones desuperficie, desde 0.3 a 0.6 kg./m3.Buenas estimaciones de espaciamiento para precorte se obtienen de: γ S= (84) pDonde p es la concentración de carga de la sección transversal a través del diseño (kg./m2, donde elárea es igual al espaciamiento por la altura del banco) y γ es la concentración lineal de carga a lolargo del hoyo (kg./m).En precortes en superficie, los valores normales de p están en el rango de 0.3 a 0.7 kg./m2 y paraaplicaciones subterráneas desde 0.5 a 1 kg./m2.Workman y Calder (1991) y Barnes (1988), usan la siguiente ecuación para estimar elespaciamiento S de los hoyos de precorte con hoyos grandes, aplicada a las minas de carbón desuperficie, basada en la resistencia a la tensión T de la roca involucrada:____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 96 -
  • 97. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ S =d (Pb * +T ) (85) TDonde d es el diámetro del hoyo, P*b es la presión de hoyo desacoplada.Debido a que el desempeño del precorte es muy dependiente de la exactitud de la perforación, lalongitud de los hoyos se debe limitar a aproximadamente 150 diámetros de hoyo, por lo que sedebe poner especial atención a la exactitud de la perforación.6.4.3 DISTANCIA MINIMA.Cuando se estima la distancia mínima entre los hoyos del perímetro y la próxima fila de hoyos sedebe considerar el efecto de la dilatación de fracturas debido al levantamiento vertical,especialmente en operaciones de tronaduras en bancos de gran tamaño. Bajo un alto grado defijación, las cargas de grandes diámetros en las filas posteriores pueden producir cráteres extensoscreando una zona de levantamiento vertical que se puede extender hacia atrás a distancias mayoresque la altura del banco.Llega a ser muy importante al diseñar tronaduras de contorno asegurarse que el grado de fijaciónde las cargas no aumente, como resultado de reducirse la densidad de carga en los hoyos. Unacarga pequeña, sobre confinada, con tacos de aire por ejemplo, puede crear más daño a través de ladilatación de fracturas que con una carga grande, completamente acoplada con un bajo grado defijación. El requerimiento primario en las tronaduras de contorno es usar una densidad de cargareducida, con una buena distribución de carga y esto no requiere necesariamente una reducción delfactor de carga.Para bancos altos, tales como de 45 m en una mina de carbón, la dilatación de fracturas seránmínimas excepto en los 10 m superiores del banco. En bancos relativamente bajos, como de 15 men grandes rajos, donde se usan hoyos de gran diámetro, puede producirse dilatación de fracturassignificantes a lo largo de todo el alto del banco. En este último caso, puede ser razonable asumircraterización debido a la última fila de hoyos, que se extenderá hacia atrás por una distancia almenos igual a la profundidad a que está enterrada la carga.El efecto de la dilatación de fracturas en la estabilidad de las caras expuestas dependerá de laorientación de las fracturas y de la rugosidad de las superficies de las mismas. Ciertamente, si laapertura de las fracturas aumenta, la resistencia al corte disminuye.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 97 -
  • 98. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________7. IMPACTO AMBIENTALCon el aumento de las restricciones ambientales en los niveles de perturbación inducidos por lasoperaciones de tronaduras cerca de áreas residenciales, hay un aumento en la necesidad de sercapaz de diseñar tronaduras con mayor precisión. Las restricciones ambientales en la vibración delsubsuelo por las tronaduras varían alrededor del mundo desde 2 mm/s a 25 mm/s, y en un rangosimilar para la sobre presión de las tronaduras de aire.Las restricciones ambientales en los niveles de vibración inducida y sobre presión han llegado a sertan demandantes que muchas operaciones están incurriendo en multas de costos significativos paracumplir con los niveles requeridos. Las multas se incurren cuando se disminuye el tamaño de lastronaduras, se disminuye la altura de los bancos y se disminuye el diámetro de los pozos. Todosestos factores son tendientes a reducir el número de toneladas que se pueden producir o excavarpor hombre turno, y por lo tanto tienden a aumentar los costos de extracción.Como resultado, es necesario para muchas operaciones minimizar estas multas diseñandotronaduras para lograr niveles de vibración y perturbación por sobre presión tan cercanos a losniveles permisibles como sea posible.7.1 SOBRE PRESIÓNLas ecuaciones 86 y 87 son comúnmente usadas para la predicción de sobre presión, e indican quecomo la vibración, los niveles peak se controlan por el peso de la carga explosiva por retardo, y porla distancia desde los pozos.  D  dBL = 164.4 − 24 log 1 / 3  W  (86)  t o alternativamente: −1.2  D  Pa = 3300 1/ 3  W  (87)  t donde dBL es el nivel de decibeles de sobre presión (relación lineal), D es la distancia desde elpozo (m), Wt es el peso del explosivo detonando por retardo (kg), Pa es el nivel de sobre presiónmedido en Pascales. El término D/Wt1/3 se refiere a la distancia escalar de la sobre presión, aunqueel término es diferente al de la distancia escalar de la vibración.Las ecuaciones 86 y 87, aunque representan las ecuaciones de mejor ajuste para describir una granbase de datos de sobre presión, no proporcionan una indicación del grado de dispersión de losdatos o de la confianza en la predicción de los niveles usando la ecuación. La fig. 7.1 presentaalgunos datos de la literatura, ploteados en comparación con los de las ecuaciones 86 y 87. La____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 98 -
  • 99. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________comparación demuestra lo inadecuado de la ecuación para predecir exactamente los niveles desobre presión de una tronadura, con una dispersión total en niveles que exceden a 20 dBL encualquier valor de la distancia escalar.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 99 -
  • 100. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________7.1.1FUENTES DE SOBRE PRESIONLa inadecuación de las ec. de sobre presión parcialmente es el resultado de la variabilidad en losmecanismos básicos que produce la sobre presión. Los datos de la fig. 7.1 incluyen casos deeyección de taco, soplos en la cara libre, sistemas de iniciación expuesta, tronaduras desconfinadasy tronaduras normales bien controladas.Pueden haber varias fuentes de sobre presión desde un evento de tronadura, incluyendo el sistemamismo de iniciación (particularmente cuando se usa en superficie cordón detonante), el venteo degases de explosión ya sea a través del collar del hoyo o a través de la cara libre, la vibración de lamasa rocosa y el movimiento de la roca en la cara del banco.Se acepta comúnmente que los peaks de sobre presión se producirán por el venteo de los gases deexplosión y que después de su eliminación la próxima mayor contribución ocurre como resultadodel movimiento de la roca en la cara del banco. La literatura además sugiere que el nivel mínimoposible de sobre presión en un lugar será el producido por el movimiento del subsuelo en el puntode monitoreo.Los resultados de estudios detallados recientes sugieren que después que el venteo se ha eliminadolos niveles peak de sobre presión son causados por la vibración en la cara del banco.El examen de la foto de la fig. 7.2 (el banco inferior) por ej., no muestra evidencia de eyección detaco o venteo de gases de explosión de alta presión desde la tronadura. La respuesta de sobrepresión, medida a una distancia de aproximadamente 300 m, se muestra en la fig. 7.3. Estarespuesta es típica de la mayoría de las tronaduras en canteras bien controladas, en que el nivelpeak de sobre presión se logra muy tempranamente en la tronadura desde los 2 ó 3 primeros hoyos.En el instante cuando se tomó la foto, el nivel peak de sobre presión ya se ha registrado y losniveles han caído a 115 dBL o menos. Los esfuerzos para controlar la sobre presión no son capacesde reducir los niveles peaks debajo de 115 dBL y se debería concentrar en la respuesta de losprimeros 2 ó 3 hoyos.Experimentos simples que involucran medición simultánea de niveles de vibración y sobre presiónrevelan una relación lineal entre ambos parámetros (fig. 7.4). Esta relación muestra como lavibración produce su propia fuente de sobre presión. La vibración en la cara del banco se convierteen sobre presión que luego se propaga a la velocidad característica del sonido a través del aire,llegando a la ubicación del monitor significativamente después que las vibraciones que sepropagan por el subsuelo. En el lugar del monitoreo la vibración también produce una señal desobre presión, explicando porqué hay siempre una amplitud baja, precursora de la señal de sobrepresión, llegando al mismo tiempo que la onda de vibración, antes de la medición de la señalprincipal de sobre presión.Evidencia adicional de que la vibración produce el pulso de sobre presión se ve en la fig. 7.5,mostrando la similitud en las formas de ondas para vibración en la cara de una pared de ladrillos, yla sobre presión muy cerca de la pared cuando esta es golpeada con un martillo grande.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 100 -
  • 101. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Los datos de la fig. 7.4 indican claramente una relación lineal entre el nivel de vibración y el nivelmedido de sobre presión usando una aproximación lineal. La sobre presión inducida por lavibración (medida en Pascal) es directamente proporcional al nivel de vibración, de acuerdo a laecuación: Pa = 0.38PPV (88)donde Pa es el nivel de sobre presión medido en Pascal y PPV es el nivel de vibración medido enmm/s.La ec. anterior predice que el nivel de vibración de 2650 mm/s producirá un nivel de sobre presiónde aproximadamente 1000 Pa (154 dBL) y que el nivel de vibración de 10 mm/s en el subsueloproducirá un nivel de sobre presión de 3.8 Pa (106 dBL).Los resultados de predicción usando la ec. 88 están en concordancia con otra literatura (Siskind etal, 1980), y por lo tanto debe considerarse razonable esperar niveles esperados altos de sobrepresión a ser generados en la cara del banco, o en la superficie de una tronadura totalmenteconfinada, debido sólo a los niveles de vibración inducida que ocurre antes de cualquierdesplazamiento inducido por el gas.En muchas tronaduras los niveles altos de sobre presión se experimentan a pesar de la eliminacióncompleta de venteo ya sea desde la boca de los hoyos o desde la cara del banco. Además, elmonitoreo usando registros de video sincronizado y de formas de ondas totales indica que el nivelpeak de sobre presión a menudo se lleva a cabo antes de cualquier movimiento detectable en lacara del banco.La conclusión de estas observaciones es que el nivel de peak máximo de sobre presión, al menosen casos donde el venteo y eyección de taco ya se ha eliminado, sólo se puede producir por losniveles de vibración o choque producidos en la cara del banco por la detonación del explosivo, yque el movimiento de la roca juega un papel secundario en la generación de la sobre presión.Si la vibración de la cara es una fuente principal de sobre presión, el nivel peak de sobre presión sepuede reducir disminuyendo el nivel peak de vibración. Usando la forma de campo cercano de laecuación de la distancia escalar para calcular los niveles de vibración inducida muy próximo a latronadura, el nivel de vibración en la cara del banco se puede calcular para cualquier diámetro ylongitud de hoyo, con explosivo de cualquier tipo y potencia. Aplicado al caso de un banco de 12m y un hoyo de 75 mm de diámetro y una longitud de 13 m (1 m de pasadura) y cargado con Anfovaciable, el nivel de vibración calculado en la cara frente a los hoyos es aproximadamente 1750mm/s. De la ecuación 88 el nivel de sobre presión calculado en la cara del banco es alrededor de150 dBL, y este nivel se reducirá a la razón de 7 a 9 dBL por el doble de la distancia.En la ausencia de venteo los niveles peak de sobre presión siempre se han observado que segeneran por los hoyos de la cara y frecuentemente por el primer hoyo que detona. Esto____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 101 -
  • 102. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________inmediatamente sugiere que las tronaduras con 3 y 4 filas de hoyos tendrán menos impactoambiental que las con el mismo número de hoyos y sólo una o dos filas. Además, tronadurasgrandes detonadas menos frecuentemente, producirán menos impacto ambiental que tronaduraspequeñas tronadas frecuentemente. Para reducir el impacto ambiental de la sobre presión, esnecesario reducir el número de hoyos tronados en la cara libre y la frecuencia de tronaduras.Para reducir más el nivel de sobre presión, el nivel de vibración en la cara del banco se puedereducir de varias maneras:1. Introduciendo un taco de aire en cada hoyo de la cara libre, reduciendo a la mitad la cantidad de explosivo en esos hoyos relativos a otros. Usando la ec. de Holmberg & Persson se verá que esto reducirá el nivel de vibración en la cara desde 1750 a 1100 mm/s, produciendo una reducción en la sobre presión de alrededor de 5 d BL. Note que el taco de airee se introduce frecuentemente sin cambiar el burden y espaciamiento en la primera fila de hoyos.2. Reduciendo el diámetro del hoyo sólo en la primera fila. Usando la ec. de Holmberg & Persson, una reducción en el diámetro del 20%, mientras se mantiene un burden constante, reducirá los niveles de vibración en la cara del banco alrededor de un 30%, produciendo una reducción de casi 3 dBL.3. Aumentando el burden de la primera fila relativo al burden de las otras. Usando la ec. de Holmberg & Persson, un aumento en el burden de la primer fila en un 20% disminuirá los niveles de vibración en la cara del banco en casi 20%, produciendo una reducción de casi 2 dBL.Se han detonado tronaduras completas utilizando tacos de aire de 50% en todos los hoyos de lacara libre. Los niveles de sobre presión a los 180 m se redujeron de 132 dBL a 127 dBL, deacuerdo con las reducciones esperadas indicado por las reducciones calculadas en los niveles devibración. Estas reducciones se han logrado en conjunto con un aumento en el tamaño promedio delas tronaduras, al aumentar el número de filas. El éxito sin embargo requiere además que laeyección de taco debe ser eliminada totalmente.Todas las formas de más arriba de reducción de sobre presión pueden causar un aumento en elporcentaje de material de sobre tamaño generado en la primera fila, especialmente si la masarocosa es dura y en bloques. Los métodos también reducen considerablemente la velocidad delmovimiento del burden, de manera que la pila resultante es considerablemente más alta y menosdispersa. Esto puede presentar algunos problemas para algunos tipos de excavadoras.Una alternativa que se ha implementado exitosamente es usar una de las modificaciones de diseñode más arriba a sólo unos pocos hoyos de la primera fila a iniciar. Esto se ha realizado ensituaciones donde los niveles peak de sobre presión se generan consistentemente por el primerhoyo a detonar y se han logrado consistentemente reducciones en casi 3 dBL.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 102 -
  • 103. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Cambios en fragmentación debido a la reducción de cargas de sólo la fila frontal no se haobservado. Esto es posible debido a que la fila frontal generalmente produce una fragmentaciónrelativamente gruesa de cualquier forma, como resultado del pre acondicionamiento de latronadura previa. Generalmente la fragmentación se ha mejorado al aumentar el número de filas,ya que la fuente del boloneo parece ser la primera y última fila de la tronadura.7.2 VIBRACION DEL SUELO.Los niveles de vibración del suelo generalmente se predicen usando ecuaciones tales como la deUSBM: −1.6  D  PPV = 1143 1/ 2  (89) Wt Donde PPV es la velocidad de partícula peak (mm/s), D es la distancia entre el punto de monitoreoy los hoyos de la tronadura, Wt es el peso del explosivo que detona por retardo (Kg). El términoD / Wt1/ 2 se refiere a la distancia escalar de vibración, y es diferente de la distancia escalar de sobrepresión.Si la PPV calculada para la ecuación de la USBM se compara con los valores obtenidos usando losparámetros de vibración de Suecia (sección 6.2), se obtienen resultados muy similares, aún que lasconstantes suecas indican que el término peso de la carga escalar no es completamente igual que laraíz cuadrada usada por la USBM.En general, la ecuación de la USBM entrega valores razonables del nivel de vibración, pero losusuarios deben, nuevamente, tomar en cuenta que la desviación estándar para esta ecuación es alta,de manera que para un nivel de predicción medio de 5 mm/s, el valor real se puede esperar que estéen el rango de 2.5 mm/s a 10 mm/s. Expresado en forma diferente, para asegurarse que el nivel devibración sea menor que 5 mm/s en el 95% de los casos, el operador de tronadura debe diseñarpara un nivel promedio de alrededor de 2.5 mm/s.Desventajas adicionales asociadas con las ecuaciones normales de vibración, se relacionan con suinhabilidad para predecir los efectos de varios aspectos importantes de diseño tales como lasecuencia de retardo, los intervalos de retardo y el número de hoyos de tronadura.Se sugiere un modelo alternativo para aplicaciones muy específicas, que permitirá una evaluaciónexacta de los efectos al variar todas las variables de diseño de tronadura y permitirá una estimaciónde la estadística de la dispersión de la vibración, pudiéndose determinar de 90 o 95 percentiles devibración. El modelo está basado en la medición de la respuesta de la vibración desde un solo hoyoy en el principio de la super posición.7.2.1 EL MODELO DE LA FORMA DE ONDA ELEMENTAL.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 103 -
  • 104. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El principio de superposición, establece que siempre y cuando las respuestas separadas de lavibración del suelo se puedan describir como elásticas lineales, la vibración resultante de dos omás fuentes se puede obtener por una simple adición de dos respuestas separadas, tomando encuenta sus fases. El procedimiento se demuestra en al fig. 7.6 para dos hoyos separados por 23 ms.La aproximación fue usada por Blair (1987) y Hulmes et al (1987) para modelar la respuesta delsubsuelo a la vibración causada por 1000 cargas retardadas detonando en una gran tronadurasubterránea.Está implícito en la aplicación de este modelo la suposición de que las formas de los pulsos devibración y sus amplitudes de hoyos con cargas idénticas, serán las mismas. Las suposiciones de lavalidez del principio de superposición y la reproducibilidad de la forma de la onda de vibración sepueden confirmar experimentalmente.La fig. 7.7 muestra formas de ondas de vibración grabadas de 4 hoyos separados de tronadura,medidas en la misma ubicación, aproximadamente 500 m. Las dos formas de ondas de la partesuperior, se grabaron en un día sin mover los geófonos triaxiales entre los disparos. Las dos de laparte inferior fueron detonadas 4 meses más tarde, usando explosivos de diferente tipo y medidosen la misma ubicación que los disparos previos, aunque la sonda de vibración se removió y serelocalizó. La fig. también muestra las cargas de cada hoyo.La similitud de la forma no sólo entre las señales grabadas en el mismo día sino que también entrelos dos sets de señales, confirma la suposición de reproductibilidad en las formas de ondas paraestos estudios.7.2.2 SUPERPOSICION DE FORMAS DE ONDAS.Puesto que el tiempo de iniciación exacto de cada hoyo rara vez se conoce, se realiza la simulaciónde Monte Carlo, basada en la determinación experimental de la dispersión de los retardos usadosen la tronadura. La forma de onda elemental de un solo hoyo se añade a ella misma, después de unadecuado retardo para cada hoyo. Los tiempos de disparo son variados y distribuidos normalmentealrededor del tiempo de disparo nominal, de manera que se produce una forma de onda diferentepara cada simulación.Debido a que el grado de interacción entre cada forma de onda elemental sucesiva también varíacon el tiempo de iniciación de cada hoyo individual para cada simulación, las amplitudes peaks devibración para cada simulación también varían. Al grabar los niveles peaks para cada simulación, yrepitiendo la simulación muchas veces, el modelo es capaz de obtener estimaciones de dispersión,de manera que se pueden determinar niveles de vibración de 95 percentiles.Se debe notar inmediatamente que el nivel de vibración para una tronadura multi hoyo esconsiderablemente mayor que el de un solo hoyo. El tipo de ecuación simple de la USBM, sinembargo, indica que los niveles deberían ser iguales, ya que el factor que controla el nivel peak enestas ecuaciones es el peso de la carga por hoyo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 104 -
  • 105. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Para predecir los niveles de vibración de tronaduras de producción en una ubicación específica,primero es necesario establecer la respuesta de un solo hoyo en esa locación para hoyos detonadosen varias ubicaciones alrededor del sitio.Aunque la reproductibilidad de la forma de onda de hoyos solos en una proximidad cercana unos aotros se verifica experimentalmente y fácilmente, se debe observar que hay una variación mayor enlas amplitudes de la onda. La variabilidad puede ser tan alta como un factor de 2 ó más y no sepuede explicar variando los pesos de las cargas, sugiriendo que existen otros factores que ejercenuna fuerte influencia sobre los niveles peaks de la vibración inducida.Los factores primarios esperados que influyen los niveles de vibración inducida son:1. El grado de confinamiento, o la cantidad de burden de los hoyos y la competencia de la roca alrededor de las cargas (grado de fijación).2. El grado de saturación de agua, afectando al grado de acoplamiento de la energía de choque a la roca.3. La eficiencia de la detonación del explosivo, afectando la partición de la energía de choque y de levantamiento del explosivo.La mayoría de estos factores están más allá del control del operador de tronadura y actúan paraaumentar la variabilidad de los niveles de vibración que se pueden esperar de diseños con cargas“idénticas”. El acoplamiento variable en el monitor es otra influencia que se puede eliminar en elsimple experimento de no alterar los sensores de vibración entre los disparos sucesivos de loshoyos solos. Bajo condiciones normales, cuando los sensores se reinstalan para cada monitoreo, laeficiencia de acoplamiento contribuirá a la dispersión de los datos. Las estaciones permanentes demonitoreo son una forma de evitar este problema.7.2.3 EL FACTOR DE ACOPLAMIENTO.Se ha observado, durante estudios de terreno de monitoreo de vibraciones de un solo hoyo, quecuando los niveles de vibración de hoyos con carga similar difieren marcadamente, las curvas deatenuación de la vibración muestran desplazamiento vertical. Esto es, la pendiente de las curvas deatenuación permanece constante pero la intersección vertical cambia.La fig. 7.8 muestra las curvas de distancia escalar para dos hoyos simples medidos en 5ubicaciones simultáneamente. Claramente cada curva de distancia escalar indica uncomportamiento muy similar, pero igualmente nítido hay una interferencia vertical considerableentre las diferentes curva. A pesar de la similitud de las formas de ondas, cada hoyo simpledetonado produjo una curva de distancia escalar con la misma pendiente promedio pero con unaintersección diferente, indicando una variabilidad en la amplitud inicial de los hoyos. Esto reflejauna diferencia en el acoplamiento de la energía.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 105 -
  • 106. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________La variabilidad de las amplitudes de la onda elemental, por lo tanto, se interpreta como unavariabilidad en el peso “aparente” del explosivo en el hoyo. En algunos casos, 10 Kg de explosivoproduce la vibración equivalente a 20 Kg de carga, y en otras ocasiones producen el equivalente a5 Kg de explosivo. El término factor de acoplamiento se usa para definir el “peso aparente de lacarga” de acuerdo a la ecuación: Wtapp = CF * Wt (90)Donde Wtapp es el “peso de la carga aparente”, CF es el factor de acoplamiento y Wt es el peso realdel explosivo en el hoyo.El peso de la carga aparente, cuando se aplica a la ecuación 90, altera la intersección de la curva dela atenuación de la vibración y coloca todos los datos en la misma línea de regresión, como semuestra en la fig. 7.9 para los datos de la fig. 7.8. El rango de los factores de acoplamientorequerido para normalizar los datos de vibración en esta forma puede variar sobre intervalosdiferentes para diferentes tipos de explosivos.En la práctica, el factor de acoplamiento varía en el rango de 0.5 a 1.0. La emulsión a granel, porejemplo, aparece más variable que el Anfo. Estudios de terreno indican que el factor deacoplamiento está influenciado por factores tales como el grado de fijación y la velocidad dedetonación, y es la mayor fuente de dispersión en la vibración local versus los gráficos de ladistancia escalar.Las pruebas de tronar hoyos simples indican que el factor de acoplamiento para cada hoyo en unatronadura puede variar, y que el rango de variabilidad puede estar relacionado con el tipo deexplosivo. Estas variaciones pueden ser fácilmente incorporadas al modelo de la forma de ondaelemental usando las técnicas de Monte Carlo.El efecto de incluir un factor variable de acoplamiento para cada hoyo, con el factor promedio deacoplamiento igual a 1, es aumentar la variabilidad máxima en la amplitud peak, con poca oninguna influencia en la amplitud media. Cuando el factor de acoplamiento no tiene un valorpromedio igual a 1, el factor influirá tanto el valor de la amplitud media como la variabilidad en laamplitud peak.La dispersión total en la amplitud de la vibración puede, por lo tanto, ser atribuida a dosmecanismos separados, para estaciones de monitoreo que tienen un monitor ubicadopermanentemente:1. La dispersión en los tiempos de retardo.2. La variabilidad en la amplitud de la vibración en el hoyo causado por el confinamiento variable, el acoplamiento y el funcionamiento del explosivo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 106 -
  • 107. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Cuando el monitoreo se realiza usando un geófono que se está moviendo y relocalizandoconstantemente, una grado adicional de variación se producirá en virtud de la efectividad variantedel acoplamiento del geófono.7.2.4 LA INFLUENCIA DEL TAMAÑO DE LA TRONADURA.Tronaduras de pruebas se llevan a cabo frecuentemente para establecer ecuaciones de atenuaciónde la vibración para sitios específicos. Generalmente se llevan a cabo usando hoyos solos, y losparámetros de vibración se utilizan para predecir niveles en tronaduras grandes. Esta aproximaciónse considera el método más seguro y confiable, pero el usuario puede encontrar frecuentementeque las ecuaciones que describen el comportamiento de un hoyo solo subestiman los niveles devibración de una tronadura grande.Aunque las ecuaciones de vibración comúnmente usadas indican que los niveles de vibración sondependientes del peso de la carga por retardo, e independiente del número de hoyos en latronadura, en la práctica se observa que hay un efecto de reforzamiento de la vibración cuando sedetonan hoyos múltiples. La extensión a la cual los niveles se refuerzan es muy específica del lugare influenciado por los tiempos de retardo. El efecto de refuerzo es equivalente a un incremento enel peso aparente de la carga por retardo.Usando el modelo de la forma de onda elemental para simular el rango de vibraciones de un lugaren particular, es posible desarrollar aproximaciones lineales simples para predecir los pesos de lascargas aparentes en función del tamaño de la tronadura. Típicamente, para una tronadura que tienealrededor de 30 hoyos, el peso aparente de la carga aumentará sobre el peso aparente de la carga deun hoyo en alrededor de un 5% por hoyo adicional, de manera que para una carga por hoyo de 10Kg, el peso de la carga efectiva para una tronadura que tiene 11 hoyos será alrededor de 15 kg. Elefecto de aumentar el tamaño de la tronadura para dos lugares particularmente sensibles se muestraen la fig. 7.10 usando las formas de ondas características para un hoyo solo de dos lugaresmostrados en la fig. 7.11. En ambas instancias, el nivel peak de vibración aumentaaproximadamente linealmente sobre el rango estudiado, aunque la tasa de aumento es muydiferente para los dos lugares.La variabilidad en el peso de la carga aparente de acuerdo al tamaño de la tronadura es un factormás tendiente a aumentar el grado de dispersión en los datos de vibración de tronadurasrecolectados del terreno.7.2.5 LA INFLUENCIA DEL TIEMPO DE RETARDO.El tiempo de retardo influirá, invariablemente, a la amplitud peak de la vibración del suelo,afectando el grado al cual las vibraciones de los hoyos sucesivos se superpongan. Algún grado desuperposición es inevitable, ya que la duración de la vibración de un hoyo simple esconsiderablemente mayor que el intervalo de retardo efectivo entre las cargas. La variabilidad enla duración y la forma para un hoyo simple se muestra en la fig. 7.11, para respuestas de vibraciónde hoyos simples medidos a aproximadamente la misma distancia, para dos minas y tipos de rocas____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 107 -
  • 108. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________diferentes. En general, la duración de la onda aumentará con el aumento de la distancia a latronadura. La conclusión lógica de esto, es que la ecuación de atenuación del lugar de vibracióndeterminada por un hoyo simple, subestimará los niveles de vibración inducidos por el disparo dehoyos múltiples con cargas explosivas similares, aún cuando los hoyos son retardadosindividualmente. En la práctica, el valor al cual los niveles peak de vibración son superpuestos porel disparo de hoyos múltiples, está determinado por el número de hoyos, los intervalos de retardoefectivos entre la detonación de hoyos sucesivos, y las características de los hoyos simples (ondacaracterística de vibración).La fig. 7.12 muestra la variabilidad en los niveles de vibración peak para intervalos de retardovariable usando las dos ondas características descritas en la sección 7.2.1, asumiendo un tamaño detronadura de 30 hoyos y una geometría de hoyo y carga explosiva fija. En el primer caso, hay unnivel de vibración peak mínimo distinto para un intervalo de retardo efectivo de alrededor de 20ms, equivalente a la serie eléctrica L. En el segundo caso, el nivel peak mínimo de vibración ocurrepara un intervalo de retardo efectivo de alrededor de 5 ms, equivalente al uso de una típicainiciación y sistema de retardo no eléctrica.En situaciones donde los acuerdos sobre el medio ambiente son marginales, el ajuste de losintervalos de retardos en conjunto con el modelo de la onda elemental puede proporcionarsuficiente desahogo para evitar un pleito y quejas.La segunda mayor influencia del tiempo de retardo está en la frecuencia efectiva de vibración, y lahabilidad de las vibraciones inducidas para provocar resonancia en las estructuras de lasconstrucciones cercanas.7.3 PROYECCION DE ROCAS.La proyección de rocas es el desplazamiento no deseado de rocas desde un área de tronadura. Hasido, tradicionalmente, difícil para los tronadores estimar la distancia a la cual una roca viajará aúnen condiciones de tronadura controlada. Modelos recientes (Roth, 1981, Lundborg et al 1975,Lundborg, 1979), han intentado estimar la proyección de rocas bajo condiciones normales detronadura, pero puede no ser aplicable a situaciones que produce una proyección extrema de rocas.Es importante notar que un buen diseño minimizará la ocurrencia de proyección de rocas, pero nopuede garantizar su eliminación.Los modelos para la predicción del rango de proyección son útiles para determinar una zona dedespeje, o área de tronadura. El área de tronadura se define como “el área cerca las operaciones detronadura en la cual la concusión o el material proyectado puede, razonablemente, causar daño”.Esta definición, mientras sea razonable, es totalmente cualitativa y no proporciona al tronantepistas para dimensionar el área.Un trabajo conducido por Roth (1981) indica que para proyección de rocas desde caras verticales,la ecuación 91, el diámetro de hoyo, burden mínimo, y la altura de la columna explosiva definen elrango máximo de proyección para un tipo de explosivo y roca dados. El trabajo también indica que____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 108 -
  • 109. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________para proyecciones desde la parte superior de los bancos, el rango máximo parece ser controlada porla distancia entre la parte superior de la columna explosiva al collar del hoyo, la presión peak dehoyo, la carga total de explosivo por hoyo y, en una menos importancia, por el diámetro del hoyo.Para caras verticales:  2   0.44VOD  2 5 d  L = 0.17.42 *10   b  − 200  1880      min     (91) L hb  Lmax =  1 + 4 + 1 2 L Donde Lmax es el rango máximo de proyección desde la cara vertical (m), bmin es el tamaño mínimode burden (m), d es el diámetro del hoyo (m), VOD es la velocidad de detonación del explosivo(m/s), y hb es la altura del banco (m).Es importante notar que Roth (1981) y Lundborg et al (1975) reportaron que la proyección con elrango mayor, es la producida por la parte superior de los bancos más que por las caras verticalesde los bancos. Ambos reportaron que el rango de proyección producido por la parte superior de losbancos puede ser hasta 6 veces el producido por las caras verticales.Para definir un área de tronadura para el despeje de equipos durante las operaciones de tronadura,es suficiente considerar el uso de la ecuación 92. Hay que notar que debido a que esta ecuación notoma en cuenta la proyección violenta de rocas, este despeje puede ser inadecuado para elpersonal:Para parte superior de bancos: Lc = 6 Lmax (92)Donde Lc es el radio de despeje alrededor de la tronadura (m) y Lmax es el rango máximo calculadopor la ecuación 91.El término (0.44VOD/1880)2 en la ecuación 91 representa un ajuste de la velocidad de detonacióndel explosivo y está basado en la presión de detonación efectiva. Debe notarse de esto que el rangode proyección para la emulsión y los aquageles es 50% mayor que para el Anfo, aunque estodependerá del diámetro del hoyo.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 109 -
  • 110. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________También fue reportado por Roth (1981) que las rocas duras, tales como el granito, tienevelocidades de proyección significantemente mayores y rangos de despeje (hasta 3 veces el rangomáximo) que las rocas más blandas tales como la caliza y arenisca. Implícita en esta observaciónestá la relación directa entre el módulo de la roca y la velocidad de la cara del banco.Roth (1981) fue capaz de proporcionar ecuaciones para predecir proyecciones violentas, pero debetomarse en cuenta que la ecuación propuesta por Lundborg (1975) parece ser una predicciónrazonable de los rangos extremos de la proyección. Estos despejes pueden ser apropiados para elpersonal. Lextremo = 3000 * d 2 / 3 (93)Donde d es el diámetro del hoyo (m) y Lextremo es el límite extremo para proyecciones violentas.La tabla 7.1 muestra una comparación de rangos estimados de proyección para diámetros de hoyoscomunes, asumiendo el uso de Anfo en bancos de 15 m. La tabla también asume un factor de cargaconstante de 0.40 kg/m3.La experiencia personal indica que un radio de despeje adecuado para el personal alrededor de latronadura, puede ser el promedio del radio de despeje Lc y el límite extremo de proyección Lextremo. Diámetro Burden Espacia Lmax Lc Lextremo (mm) (m) miento (m) (m) (m) (m) 100 3.6 4.2 48 300 650 150 5.1 5.9 56 350 850 200 6.5 7.4 63 400 1000 250 7.5 8.6 76 450 1200 300 7.8 9.0 81 500 1250 350 8.6 10.0 88 550 1400 400 9.5 10.9 112 650 1600Tabla 7.1 Zonas de despeje para proyección de rocas para varios tamaños de hoyos de tronadura.(Factor de carga = 0.40 kg/m3, altura de banco = 15 m, explosivo = Anfo).7.4 ESTABLECIENDO LIMITES DE LA ZONA DE PERTURBACIÓN.A menudo es un dilema determinar los niveles apropiados de la vibración y la sobre presióninducidos por la tronadura. Los factores que se deben considerar para evaluar los límitesapropiados incluyen:1. Sensibilidad del área (por ejemplo proximidad a un hospital).____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 110 -
  • 111. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________2. Duración del programa de trabajo (por ej. molestia en un período de días, semanas o años).3. Propósito de los límites impuestos (por ej. protección de la integridad estructural o servicios de personal).4. Tipo de estructura y habilidad de la estructura para amplificar los niveles a través de resonancia.5. Habilidad para medir niveles confiable y significativamente.6. Costo de la imposición de límites inapropiados.7. Beneficio para la comunidad del programa de trabajo propuesto.Otros aspectos importantes asociados con la imposición de límites son la significación de pequeñosexcesos en los niveles de molestia, y el proceso de mitigación en el caso que los nivelespermisibles excedan en un grado o frecuencia inaceptable.Las agencias ambientales responsables de la imposición de límites para la vibración y la sobrepresión deben estar implementadas con criterios razonables, apropiados, tecnológicamenteestablecidos y soportables en los cuales basar los criterios de regulaciones y aceptabilidad.7.4.1 SOBRE PRESION DE LAS TRONADURAS DE AIRE,Las razones para limitar la sobre presión provocada por la tronadura se pueden relacionar a laintegridad estructural, a la seguridad humana o al enojo humano. Está reconocido generalmenteque el potencial de que la sobre presión, de actividades normales de tronadura provoque dañoestructural es muy limitado.Está establecido generalmente que el comienzo del daño estructural producido por tronaduras es elagrietamiento de los vidrios de las ventanas, Si los vidrios no están agrietados, la probabilidad deun daño estructural es muy remoto.La USBM (Siskind et al, 1980) condujo un estudio exhaustivo del impacto de la sobre presión delas tronaduras de aire y concluyó que un nivel de 133 dBL (medidas con un micrófono con unlímite de 2 Hz) puede ser considerado incapaz de causar daño (<1% de probabilidad de un dañosuperficial parejo) a las estructuras residenciales típicas estudiadas). La USBM añade que losniveles seguros de tronaduras de aire son aún lo suficientemente altos para producir efectossecundarios de vibración (traqueteo de ventanas, etc.). Quejas acerca de los traqueteos ocurren unavez que los niveles exceden los 120 dBL. Siskind et al establece que hasta un 10% de las casasexhiben un traqueteo una vez que los niveles de sobre presión alcanzan los 134 dBL.Con respecto a los daños humanos, el USBM establece: “No se requiere protección de los oídospara niveles peak bajo 140 dBL, a pesar del número de eventos por día o de la duración de A y B”.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 111 -
  • 112. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El establecimiento de los límites de la sobre presión de la tronadura de aire debe identificarclaramente la preocupación de la autoridad sobre el establecimiento de los límites. Si lapreocupación es la comunidad residencial, los niveles deben ser fijados en el rango de 120 a 125dBL. Si la preocupación es proteger la integridad estructural de casas u otras construcciones, sedeben aplicar niveles de no menos que 133 dBL.Se acepta generalmente que los niveles de sobre presión de tronaduras de aire se escalen según laraíz cúbica del peso de la carga (ecuaciones 86, 87). Luego, para reducir los niveles de la sobrepresión por un factor de 2 (por ej., 6 dBL), el peso de explosivo por retardo se debe reducir por unfactor de más de 5.El establecer los límites de la sobre presión demasiado bajo puede tener por lo tanto un efectofuerte en el peso máximo de explosivo que se puede disparar por retraso. Este, a su vez, impactafuertemente en la escala de la tronadura que se puede realizar, y los costos asociados de tronadura.7.4.2 VIBRACION DEL SUBSUELO.Las razones para limitar los niveles de vibración de la tierra se pueden relacionar a preocupaciónya sea por integridad estructural o molestia humana. Altos niveles de vibración pueden causarindudablemente daño superficial y aún estructural. Límites, que son apropiados para limitar lamolestia humana, sin embargo, son totalmente impropios para limitar la integridad estructural, yaque se sabe que las personas son muy sensibles a la vibración.El USBM (Siskind et al 1980: b) ha conducido de nuevo estudios extensivos en el efecto devibraciones de la tronadura en la respuesta de las estructuras y al daño. Además, hay un númerogrande de normas internacionales dirigidas a la respuesta humana a vibraciones impulsivas talcomo las producidas por la tronadura. Las normas siguientes son las que se destacan:1. Criterios alternativos de la USBM sobre la tronadura;2. Norma británica BS6472: 1992: Evaluación de la exposición humana a vibración en edificios (1Hz a 80 Hz);3 Norma alemán DIN 4150: 1986: Vibración Estructural en edificios- Efectos en estructuras;4. Normal sueca SS 46048 66: 1991.Criterios Alternativos de la USBM de niveles de tronadura proveen una guía para el control dedaño superficial a estructuras típicamente halladas a través de E.E.U.U. Los criterios de niveles devibración se resumen en la Figura 7.13, exhibiendo una tendencia general hacia crecientes nivelesde vibración con frecuencia creciente de vibración de la tierra.Es importante destacar que el criterio de la USBM requiere mediciones tanto de la velocidad de lavibración de la tierra (PPV), y el desplazamiento del subsuelo, junto con la frecuencia de vibraciónde la tierra. Se hace reconocimiento también del efecto de vibración en estructuras semejantes ayeso (por ej. estructuras de albañilería), o estructuras con "drywal1", un material de yeso laminado.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 112 -
  • 113. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Es también importante estipular que los niveles de vibración de la USBM se refieren a lacomponente peak de vibración, no a un nivel vector suma resultante de vibración. Los niveles de lacomponente peak de vibración son alrededor de 20% más bajo que los valores del vector suma.Los niveles permisibles para tronadura según estas guías generalmente están en el rango de 12mm/s a 50 mm/s, ya que la frecuencia de vibración inducida por la tronadura en el suelo estágeneralmente en el rango de 10 Hz a 100Hz.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 113 -
  • 114. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Norma británica flS6472: 1992La Norma británica BS6472 difiere de la de la USBM en que específicamente está dirigida a lapercepción humana de las vibraciones transientes. Por eso se dirige a las actividades humanasposibles, ya que se considera que esto afecta la percepción y la respuesta humana.Al derivar los límites de vibración apropiados a la sensibilidad del medio ambiente, la Normabritánica primeramente establece una curva base de respuesta, indicativo de cómo las personasresponden a frecuencias diferentes de vibración. Esta curva cubre la respuesta humana sobre elancho de banda de la frecuencia de 1 Hz a 80Hz- cubriendo el rango de frecuencias de la mayoríade las tronaduras, excepto las de actividad de campo cercano.Según la sensibilidad del medio ambiente (por ej., hospital, oficina, hogar, taller industrial), se danlímites aceptables como múltiplos de la curva base. La figura 7.14 presenta tres curvas- una para"áreas de trabajo críticas (por ej., hospital, teatros de ópera, y laboratorios de precisión)," uno paraáreas residenciales, y uno para oficinas y áreas de taller. Los factores multiplicativos para los sitiosson 1, 75, y 128 respectivamente.La Norma británica también considera el número de eventos por día, y la duración de los eventosde la vibración. Si el número de tronaduras que se dispara en un día excede 3, o la duración de latronadura excede 1 segundo, los niveles permisibles son reducidos por aplicación de otromultiplicador, F; según la ecuación: F = 1.7 * N −0.5 * T − d (94)donde N es el número de eventos por 16 hrs. día (N> 3), T es la duración del evento en segundos(T> 1), y d es una constante (0.32 para pisos de madera y 1.22 para pisos de hormigón).La Norma británica generalmente se refiere a la componente vertical de vibración (referida en lanorma como vibración del eje Z) donde los residentes de una estructura estén o sentados ocaminando. Cuando los residentes están acostados, los límites se refieren a la componentehorizontal peak.La Norma británica no es apropiada para controlar el daño estructural.Norma alemana DIN 4150La Norma alemana es similar a la guía USBM en su reconocimiento de la influencia de lafrecuencia, recomendando niveles de 40 mm/ s a una frecuencia de 50 Hz, aumentando a 50 mm/ spara una frecuencia de 100 Hz para edificios comerciales e industriales. Esta norma también seorienta hacia lo cosmético, o daño menor, tal como la formación de grietas en yeso, en lugar dedaño a estructuras reforzadas de hormigón.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 114 -
  • 115. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________La Norma alemana provee tres curvas para límites permisibles de vibración, según el tipo deestructura envuelto- comercial, residencial, y herencia. La figura 7.15 presenta las tres curvas.Los límites incluidos en la DIN 4150 no se consideran apropiados para el control de dañoestructural de estructuras de hormigón reforzado, o construcción hecha de acero.Norma sueca SS 460 4866: 1991La norma sueca se considera que es la única estándar, que dirige su potencial a lo que causa daño aestructuras. La norma provee niveles guías usados para establecer límites permisibles de vibraciónque proporciona un factor aceptable de seguridad para las estructura que nos preocupan. La normase basa en más de 100,000 medidas de tronadura de todo tipo, incluso tunelería, minería, ynivelación, y específicamente toma en cuenta tipos de roca variables.El nivel guía , PPV está dado por: PPV = V0 Fb Fm Fd Ft (95)donde Vo denota la velocidad vertical de la partícula peak sin corregir (mm/s), Fb es un factor deedificio que describe el tipo de estructura, Fm es una factor de material de construcción, Fd es unadistancia que toma en cuenta el cambio de la frecuencia de vibración, y Ft es un factor deprotección al tiempo.Se considera a la Norma sueca como la más entendible ya que reconoce tipos diferentes deconstrucción, resistencias diferentes de materiales de la construcción, y resistencias diferentes ypropiedades de material de fundación. La norma provee tablas de valores para los diferentesfactores, indicando condiciones apropiadas para varias condiciones del suelo, varios tipos deconstrucción, varios tipos de material de construcción, y tipo y duración de actividad de latronadura. Las tablas se reproducen abajo. Se debe notar una vez más, que la velocidad de lapartícula se refiere a una velocidad resultante del vector suma, sino que específicamente a lacomponente vertical de velocidad. SUELO V0 Morrena suelta, arena, grava 18 Morrena firme, esquisto, 35 caliza blanda Granito, gneiss, caliza media, 70 cuarcita, arenisca, diabasaTabla 7.2. Velocidad vertical peak de partículas no corregidas, V0 ( Estándares suecos SS 460 4866).____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 115 -
  • 116. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ Clase Tipo de edificio o construcción Fb 1 Construcciones fuertes, tales como puentes, 1.7 molos de puertos, y construcciones de defensa civil 2 Edificios industriales y de oficina 1.2 3 Casa y viviendas estándares 1 4 Edificios sensibles especialmente diseñados 0.65 con arcos altos o construcciones con grandes arcos, por ej., iglesias y museos. 5 Edificios históricos en malas condiciones y 0.50 ciertas ruinas.Tabla 7.3. Factor de edificio, Fb (Estándares suecos SS460 48 66). Clase Tipo de material de Fm construcción 1 Hormigón reforzado 1.20 2 Hormigón no reforzado, 1.00 ladrillo o clinker 3 Hormigón poroso de autoclave 0.75 4 Ladrillos artificiales de caliza 0.65Tabla 7.4. factor de material de construcción (Estándares suecos SS460 48 66). Tipo de tronadura Ft Trabajos de construcción tales como 1.0 túneles, cavernas, cortes en caminos, y nivelación Trabajos permanentes como canteras y 0.75 – minas 1.0Tabla 7.5. Factor de tiempo del proyecto, Ft, (Estándares suecos SS460 48 66. Para trabajosestacionarios usar una escala deslizante Ft para tiempos de hasta 1 año y Ft = 0.75 para proyectossobre 5 años).Cuando se escoge el factor de material de construcción, F, se aconseja a los usuarios que se debedarle al material de construcción con el F más bajo integrado en el edificio.El factor de distancia, Fd, utilizado para frecuencias decrecientes de vibración con distanciacreciente, y se determina para roca granítica dura por la ecuación:____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 116 -
  • 117. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ Fd = 1.91 * d −0.28 para d < 10 m (96) −0.42 Fd = 2.57 d para d > 10 mdonde d es la distancia más corta entre la malla de la tronadura y el receptor sensible (m).Basado en estos factores, los límites apropiados de vibración cuando la tronadura está muypróxima (por ej., 5 metros lejos) de un edificio industrial o de oficina de hormigón reforzadoubicado en roca dura, serían 70 x 1.2 x 1.2 x 1.0 x 1.217= 122 mm/s. La figura 7.16 presenta lacurva de vibración/distancia para el caso precedente, según la Norma sueca.7.4.3 TUBERIASLas tuberías para gas o agua son casos frecuentes cuando hay tronaduras, y garantizan una atenciónseparada en cuanto a límites apropiados de vibración. Algunas de los puntos de preocupacióncuando se estima los límites apropiados de vibración para las tuberías incluye:1. edad y condición de la tubería;2. tipo de material de la tubería (acero, hormigón, cerámico, etc.);3. presión interior de la tubería;4. ubicación de la tubería (sobre tierra o enterrada).Las preocupaciones acerca de los efectos de las vibraciones de la tronadura en las tuberías derivande uno o más de los siguientes temores:1. que los niveles de vibración de la tronadura puede impactar en la integridad estructural de latubería;2. que el movimiento de bloques en la masa rocosa puede pinchar la tubería, y una posible ruptura;3. que el movimiento de la tubería relativo a la roca circundante dañe la capa anticorrosiva en lastuberías de acero, eliminando el beneficio de sistemas de protección catódicos.Esfuerzos inducidos por la vibración.Los límites de vibración normalmente se imponen a operaciones de tronadura realizados próximosa otras estructuras, incluyendo casas residenciales, sitios históricos, etc., basado en la condición dela estructura. Los límites de vibración impuestos en estructuras intentan considerar el confortpersonal, daño cosmético y daño estructural. Debe tomarse en cuenta que mientras la imposiciónde límites conservativos de vibración provee un factor de seguridad muy alto contra el dañoinducido por la vibración, también será muy significativo el aumento del costo de excavación. Elcosto de excavación puede aumentar por más de un factor de cinco debido a la necesidadcomplacer los límites conservadores de vibración.Si se quita el factor de la respuesta humana, entonces se pueden imponer límites de vibraciónsubstancialmente más altos mientras todavía provee un factor alto de seguridad en la integridad de____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 117 -
  • 118. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________la estructura. Procedimientos para establecer los límites de vibración en ausencia del confortpersonal, considera el efecto de vibraciones en términos de niveles de esfuerzos inducidos, ycompara estos niveles con las condiciones de operación diseñadas. Esta aproximación permite aoperadores estimar la probabilidad de daño estructural, y aplicar límites apropiados de vibraciónbasado en ingeniería. Tales límites proveen factores altos de seguridad, mientras al mismo tiempoprovee una ruptura mínima en los costos de excavación.El uso de límites de vibración para controlar los niveles de esfuerzos inducidos en un tubería sejustifica por la correlación directa entre el esfuerzo y la vibración, ilustrado por Clark (1976). Lamayoría de los artículos técnicos detallan la respuesta de la tubería a la tronadura muestran uncriterio de límite basado en la velocidad del movimiento del suelo o velocidad peak de partícula(PPV). De cualquier modo, de todos los papeles técnicos que han sido repasados por este autor,que relacionan límites de vibración para tuberías, establecen inapropiado los límites de lavibración del medio ambiente cuando se protege la integridad de tuberías de acero.La tabla 7.6 presenta un resumen de niveles de vibración medidos por varios autores, y tambiénpresenta un rango de límites de vibración aplicados a tronadura cerca de tuberías de alta presión.Los artículos referidos en la tabla se considera que son particularmente pertinentes debido a lacantidad de detalle técnico en su presentación. Autor Distancia Criterios de Niveles desde la límite máx. de tubería (m) vibración observad os (mm/s) McKown & 0a5 100 mm/s 150 McClure (1988) Oriard 0.5 a 0.6 Ninguno > 1000 (1991) (estimado s) 2.3 Ninguno 1600 Clark 1.5 2500 psi 250 (1976) McKown 6 125 mm/s > 100 (1991) Siskind & 15 Ninguno 500 Stagg (1993)Tabla 7.6. Criterios de vibración para algunas operaciones de tronadura cerca de tuberías.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 118 -
  • 119. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________La habilidad de vibraciones de la tronadura para dañar estructuras de tubería se relaciona con losniveles de esfuerzo inducido en la tubería. Clark (1976) presenta un detallado procedimiento(basado en fórmulas desarrolladas por McClure et al, 1962) para relacionar esfuerzos de la tuberíaa la velocidad peak de partícula, y métodos para calcular esfuerzos de pandeo en tuberías. Elprocedimiento, en conjunto con monitoreo continuo de vibraciones, ha sido aceptado porcompañías de tubería en todo E.E.U.U. como un método fiable para controlar el daño. SegúnClark, el torcimiento permitido de una cañería se calcula de la ecuación:  Pop * (d 0 − 2 * t ) 2 σb =  0.375 * σ my * Fd −  (97)   ( 2 * d 02 − (d 0 − 2 * t ) 2 )  donde σ my es la resistencia mínima de la cañería, t es el espesor de la pared de la cañería, d0 es eldiámetro externo de la cañería, Pop es la presión de operación en la cañería, y Fd es el factor dediseño para la tubería.El método detallado por Clark se usó para establecer el esfuerzo máximo de torcimiento de 2500psi (17 MPa) para una tubería de alta presión de 760 mm de diámetro, y una tubería de alta presiónde 550 mm de diámetro. Más aún, correlacionando esfuerzos inducidos con niveles de vibracióninducida (por medida directa simultánea de esfuerzo y velocidad peak de partícula), Clark mostróque, por una tubería separada, el esfuerzo máximo aceptable de 340 psi fue producido por un nivelde vibración de aproximadamente 80 mm/s, a una distancia escalar de aproximadamente 2.6 m/kg1/2.Siskind & Stagg (1993) recomiendan límites de vibración de 125 mm/s, 150 mm/s, y 200 mm/spara tuberías hechas de acero de clase B, x42 y x56 respectivamente. Conclusiones finales delpaper recomiendan que 125 mm/s (5 ips) se permite para tuberías Clase B o mejores. Estos límitesse basan en niveles de esfuerzos que no exceden el 18% de resistencia mínima- un factor usadocomo una guía informal para efectos ambientales transientes tales como tráfico sobre una tuberíadebajo de una carretera. Siskind& Stagg demuestran que los límites de vibración tienen un factorde seguridad grande en sí mismo, y más aún señala que no hay ningún ajuste necesario para la edadde la tubería, asumiendo que la capa protectora está intacta, o a lo menos que se sabe que la tuberíaestá en un riesgo mayor por un daño previo.Una justificación adicional para aumentar el nivel de vibración aceptable proviene de laconsideración de la frecuencia de vibración. Por todas partes del mundo autoridades han aceptadoel potencial daño reducido de altas frecuencias respecto a vibraciones de baja frecuencia. Adistancias cercanas, y pesos de cargas pequeñas, las frecuencias de vibración son marcadamentemás altas que a distancias grandes. Como resultado, desplazamientos de terreno son menores quepara frecuencias más convencionales de la misma velocidad peak de partícula. Límites devibración, aún para edificios, se aumentan normalmente en el rango de 75 mm/s a 100 mm/scuando se truena muy próximo a fundaciones con cargas pequeñas.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 119 -
  • 120. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Frecuencias de vibración de cargas de menos de 1.5 kg., a distancias menos que 8 metros, seespera que estén en el rango de 100 Hz a 500 Hz, comparado con frecuencias normales detronadura en el rango de 10 Hz a 50 Hz. Una onda de vibración de amplitud de 10 mm/s yfrecuencia de 150 Hz tendrá una amplitud de desplazamiento de alrededor de 0,01 mm, comparadacon 0.05 mm para una onda de 25 Hz de la misma velocidad peak de partícula.Basado en el información precedente, se recomienda que el límite máximo aceptable de vibraciónpara tuberías hecha de acero está en el rango de 50 a 100 mm/s. Este rango corresponde al másbajo recomendado en la literatura técnica, y permitiría el disparo de cargas sobre 1 [Kg] porretardo en roca dura, a distancias de 5 a 10 metros de tuberías existentes. Se espera que este límitetenga un factor grande de seguridad, aunque se recomienda que se requiere que los operadoresdemuestren complacencia para monitorear todas las tronadura.Cuando la tronadura está a menos de 5-10 metros de algunas tuberías, límites más altos devibración serán apropiados, junto con un tamaño reducido de carga explosiva, a alrededor de 150g. De cualquier modo, el aumento de límites se debe acompañar por aumento de mediciones,posiblemente incluyendo medidas simultáneas de esfuerzos inducidos en la cañería y vibración delsuelo usando medidores de esfuerzos y geófonos, con capacidad para alta frecuencia.DESPLAZAMIENTO DE BLOQUESMcKown (1988,1991) y Oriard (1991), dan énfasis a la importancia de controlar el movimiento debloques de roca cuando se truena cerca de tuberías en operación, manteniendo Oriard que lavibración en sí misma nunca se ha observado que produzca un fallamiento de tubería. En cambio,estos autores observan que la presión del gas de explosión a veces causa desplazamiento en granescala de bloques de roca que pueden llevara romper la tubería. Se instó a una precauciónparticular cuando se truene dentro de la región del cráter de la carga explosiva. El control dedesplazamiento de bloques se considera de una prioridad más alta que el control del esfuerzoinducido por la vibración.La probabilidad de causar ruptura de una tubería enterrada por desplazamiento de bloquesdepende de:1. la distancia entre el explosivo y la tubería existente;2. la condición de la zanja en que la tubería está enterrada, y el espesor del relleno de arena entre latubería y la pared de roca;3. el tamaño del hoyo de tronadura y peso de la carga usada en la excavación de la zanja nueva;4. la naturaleza de las diaclasas en la roca entre las dos zanjas;5 el grado de control de las prácticas de tronadura, en particular en el grado de confinamiento de lacarga, cuando la tronadura se acerca a la zanja de la tubería.Límites bajos de vibración impuestos en tuberías enterradas indirectamente protege contramovimientos de bloques al asegurar que el tamaño de hoyo de tronadura y peso de explosivo____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 120 -
  • 121. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________detonado es lo suficientemente pequeño de manera que movimientos de bloques de gran escala sonefectivamente imposible.Otro método para proteger contra el movimiento del bloque es el uso de clavijas gruteadas, opernos de anclaje, para estabilizar la roca entre los hoyos de tronadura y la zanja de la tubería. Estemétodo fue usado por McKown (1991), en conjunto con precorte, cuando la tronadura se acercó100 pies (aprox. 30 metros) de una tubería de gas enterrada. La lechada tiene el papel dual deanclar estos pernos y/o rellenar diaclasas abiertas con lechada, minimizando la cantidad demovimiento entre bloques. Cerca de la superficie la masa rocosa invariablemente está abiertas, condiaclasas meteorizadas y exhibiendo baja cohesión, y este tipo de roca puede requerirestabilización a través de lechada y pernos de anclaje.Otras medidas que se pueden emprender para controlar movimientos de bloques envuelvenaspectos de diseño de tronadura.1.Minimizando confinamiento de cargas- mallas y secuencia de retardo debe usase para proveermáxima libertad de movimiento de la roca. La cara se debe limpiar antes que las tronaduras sedisparen, y se debe limitar el tamaño de las tronaduras para evitar el confinamiento de los hoyosposteriores.2.Disminuir el tamaño de las cargas.- Se deben escoger diámetros de hoyos de tronadura tanpequeño como sea posible, y se debe limitar el peso de las cargas usando productosencartuchados. El uso de explosivos vaciables se debe evitar para asegurar que no sesobrecarguen los hoyo de tronadura, y que cualquiera cavidad presente en la roca no se cargue.3 Factores de carga adecuados- El tema de confinamiento de la carga está estrechamente unidocon el factor de carga. Factores de carga bajos necesariamente significan alto confinamiento decarga y es por eso más probable que produzca grandes desplazamiento de roca que factores decarga altos. Factores de carga más altos tienen la ventaja adicional de proveer mejorfragmentación, y mejor control mejor sobre el perfil final de la zanja.7.4.4 IMPLICACIONES DEL COSTOEl establecer límites bajos de perturbación reduce el impacto de tronadura en las personas, y sepuede esperar por eso reducir el nivel e intensidad de quejas. Además, reducirá el potencial dedaño inducido por esfuerzos a niveles que se aproximan a cero.De cualquier modo, el grado de confort se logra a un costo alto, ya que los costos de tronadurapueden aumentar significativamnete a medida que el tamaño de la tronadura (diámetro del pozo,carga máxima, volumen de roca), se reduce. Las secciones siguientes proveen figuras indicativas,basadas en requisitos actuales de excavación, mostrando cómo límites ambientales inapropiadoshan causado acrecentamiento muy grande en costo. Lo apropiado de los límites se debe ver en elcontexto total del impacto económico final en la comunidad.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 121 -
  • 122. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________El ejemplo siguiente considera el costo de excavación de un volumen grande de granito. Laexcavación está complicada por una tubería de gas localizada a lo largo de dos de los cuatrodeslindes del sitio de la excavación. Autoridades han impuesto una vibración limite de 10 mm/s enla tubería.El sitio es una colina empinada de granito, de altura aproximada de 100 metros sobre el nivel delcamino circundante, y requiere excavación y nivelación al nivel del camino. El costo de tronaduramás efectivo para el volumen de roca requerido sería el usar explosivos a granel y diámetros dehoyos de tronadura de alrededor de 100 mm, con una altura de banco de alrededor de 15 metros.Esto, sin embargo, involucra hasta 120 kg. de explosivo por hoyo de tronadura, y la proximidadmínima a la tubería de gas se calcula que es más de 500 metros. Dentro de los 500 metros a latubería de gas, se deben reducir las mallas de tronadura para cumplir con los límites de vibración(con un nivel de confianza del 90%).El tamaño de la tronadura dentro de los 500 metros a la tubería se reduce usando un peso de cargapor retardo reducido. Esto se puede lograr de varias maneras, incluyendo tacos intermedios, hoyode tronadura con diámetros más pequeños, y alturas de banco reducidas. Finalmente, cuando setruene dentro de los 50 metros a la tubería, la carga por retardo se debe reducir de 120 Kg en eldiseño de tronadura con un costo más efectivo a menos de 2 kg. Esto sólo se puede lograr al usarhoyos de tronadura de diámetro pequeño, alturas de banco pequeñas, y explosivos encartuchados.La Tabla 7.7 presenta los costos de excavación para este caso a medida que la tronadura seaproxima cada vez más a la tubería de gas.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 122 -
  • 123. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ Item Zona 1 Zona 2 Zona 3 Diseño Diámetro de hoyo 102 89 50 (mm) Burden x 3.8 x 4.2 2.4 x 2.7 1.2 x 1.4 espaciamiento (m) Altura de banco 15 7.5 2 (m) Kg explosivo/hoyo 120 30 1.5 Proximidad 400 200 50 mínima (m) Costos ($/t) Explosivos 0.23 0.23 0.31 Accesorios 0.03 0.06 0.82 Perforación 0.10 0.23 0.39 Total 0.36 0.52 1.52Tabla 7.7. Análisis de costos para tronaduras en zonas de proximidad variable a tuberías de gas.(Nota: los costos están expresados en US$/ton, asumiendo una iniciación no eléctrica).La tabla 7.7 muestra un aumento en el costo de excavación de casi 5 veces a medida que laexcavación se aproxima desde 400 m. a 50 m. de la tubería de gas sensible a la vibración. Se debenotar, que en este sitio en particular, la tronadura con un peso de explosivo de 1.5 Kg no se puedeefectuar dentro de los 50 metros a la tubería de gas, mientras se mantiene un nivel de confianzade 90% para cumplir con el límite impuesto de 10 mm/s. Los costos de excavación para los 50metros finales de material probablemente exceden los valores para la Zona 3.Si el límite de vibración en la tubería se hubieran establecido en 100 mm/s, más acorde con loslímites recomendados en la literatura, entonces las tronaduras con hoyos de 102 mm de diámetropodrían continuar hasta 60 metros de la tubería, y los costos de excavación se mantendrían a casi elmismo nivel de los de la Zona 1. Sólo los 60 metros finales de tronadura requerirían una tronadurade escala reducida, y los costos para esta zona no excederían probablemente a los de la Zona 2.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 123 -
  • 124. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ REFERENCIASAECI, 1984. "Drilling accuracy”, Explosives Today Technical Bulletin, Series 2, No. 36.Afrouz, A., Hassani, F.P., and Ucar, R., 1988. "An investigation into blasting design for miningexcavations", Mining Science and Technology, 7, PP 45-62.Anderson, D. A., 1989. The 8 ms “criterion": Have we delayed too long in questioning it?, Proc.Conf. on Explosives and Blasting Technique, Society of Explosives Engineers, AnnualConference, p 381.Ash, RL., & Smith, N.S., 1976. "Changing borehole length to improve breakage: a case history",Proc Second Conference on Explosives and Blasting Techniques, Society of Explosives Engineers,Louisville, Kentucky, Jan 28-30, pp 1 -12.Barnes, 13; 1988. "Presplitting techniques with large diameter blastholes in Western Coal", Proc.Society of Explosives Engineers, l4th Annual Conference of Explosives and Blasting Technique,Anaheim, PP 218-229.Barton, N., Lien, R., & Lurd, J., 1974. “Engineering classification of rock masses for design oftunnel support", Rock Mechanics, Vol. 6, No. 4, pp 189-236.Bieniawski, Z.T., 1974. "Geomechanics classification of rock masses and its application intunneling" Proc. Third Int. Congress on Rock Mechanics, ISRM, Denver, PP 27-32.Blair, D.P., 1987. "The measurement, modeling and control of ground vibrations due to blasting”,Second International symposium on Rock Fragmentation by Blasting, Keystone Colorado, August,PP 88-101.Blair, D. P., 1990. Some problems associated with standard charge weight vibration scaling laws,Third International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting, Brisbane, Australia, August, PP149-158.Bryan, V.C., Mangum, H,L., & McCutchen, D., 1990. "Comparison of non-electric and electricinitiation Systems", Proc. Soc. Explosives Engineers, 16th Conference on Explosives and BlastingTechnique, Florida, February, PP 145-150.Chiappetta, R.F., 1991. "Generating site specific blast designs with state-of-the-art blast monitoringinstrumentation and PC based analytical techniques", Proc. Soc, Explosives Engineers,l7thConference on Explosives & Blasting Technique, Las Vegas, February, Pp 79-101.Clark, D.A~1 1976. "Relationships between Pipe Stress, Ground Particle Velocity arid Scale Factorsin Blasting Dolomite", International Society of Explosives Engineers, Louisville, Kentucky, January28-30, pp 257-272.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 124 -
  • 125. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Clark, GB., 1987. Principles of Rock fragmentation, John Wiley & Sons.Crenwelge, O.E. (Jr.), 1987. "A frequency domain approach for predicting and minimizing blastinduced ground vibration”, Second International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting,Keystone, Colorado, August, PP 114-119.Cunningham, C., 1983. "The Kuz-Ram model for prediction of fragmentation from blasting", FirstInternational Symposium on Fragmentation by Blasting, Lulea, Sweden, PP 439-453.Cunningham, C.V.B., 1987, “Fragmentation estimations and file Kuz-Ram model - four years on",Second lnt . Symp.,. Fragmentation by Blasting, Keystone, Colorado, pp 475-487.Djordjevic, N., Kavetsky, A., and Scott, A., 1990. "Blast design optimization to minimize inducedvibration of structures1, Third International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting,Brisbane, Australia, August, pp 373-380.Grant, J.R., Spathis, A.T., and Blair, D.P., 1987. "An investigation of the influence of charge1ength upon blast vibrations", Proc. 6th International Congress on Rock Mechanics, InternationalSociety for Rock Mechanics, Theme 3, Montreal.Hagan, T., & Harries, G.,1977. "The effect of rock properties on blasting results", Drilling andBlasting Technology, Australian Mineral Foundation, Vol. 1, Ch.4.Hemphill, GB., 1981. "Blasting Operations", McGraw-Híll Book Company, Chapter 7, PP 91-107.Hoek, E., & Bray, J.W., 1981. "Rock Slope Engineering", Institution of Mining & Metallurgy,Revised Third edition, p 358.Hoek, E, & Brown, T., 1980. "Empirical strength criterion for rock masses”, Jnl. Geotech. Eng.Div., ASCE, 106 (GT9), September, PP 1013-1035.Holmberg, K & Persson, P.k, 1979. "Design of tunnel perimeter blasthole patterns to prevent rockdamage", Proc. IMM Tunneling 79 Conference, March 12-16, London.Hulmes, NL, LeJuge, G., Ellison C. & McKenzie, C., 1987. "Improvements in blasting practices atMount Charlotte through vibration monitoring and analysis", Second International Symposium onRock Fragmentation by Blasting, Keystone, Colorado, August, pp 530 - 540.Kavetsky, A., Chitombo, GP., McKenzie, C.K, & Yang KL., 1990. "A model of acoustic pulsepropagation arid its application to determine Q for a rock mass", Int. Jnl. Rock Mech., Mín. Sci.,and Geomech Abstr., Vol 27, No. 1, PP 3341.Langefors, U, & Kihlstrom, B., 1978. The modern technique of rock blasting, 3rd Edition, John____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 125 -
  • 126. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Wiley & Sons.Lilly, P.D., 1986. "An empirical method of assessing rock mass blastability", Large Open PitMining Conference, Australasian Institute of Mining &Metallurgy, Newman, October, PP 89-92Metallurgy, Newman, October, PP 89-92.Lilly, P.A., & Thompson, P.W., 1992. Slope stability during blasting: A case history, Australia/NewZealand Conf. on Geomechanics; Aust Geomech. Soc., February, Christchurch, New Zealand.McKenzie, C.K., 1987. "Blasting in hard rock: Techniques for diagnosis and modeling forfragmentation and damage", Sixth International Congress on Rock Mechanics, International Societyof Rock Mechanics, Theme 3, Montreal, pp 1425-1431.McKenzie, C.K., Andrieux, P.P., & Sprott, D.L., 1992. "The significance of amplitude in blastvibration monitoring”, Canadian Institute of Mining & Metallurgy, 94th Annual General Meeting,Montreal, April.McKenzie, C.K., & Bulow, B.M., 1990. “Ho1e to bole interaction in production blasting at MountTom Price”, Third International Symp. On Fragmentation by Blasting, Brisbane, August, pp325-333.McKenzie, C.K., Heilig, J.H., Hickey, S.M., & LeJuge, G.E., 1990. "Ground vibration &overpressure generation: How much do we really know?", Institute of Quarrying (AustralianDivision), 34th Annual Conference, Hobart, November.McKown, A.F., 1991. "Close-in Construction Blasting - Impacts and Mitigation Measures”,International Society of Explosives Engineers, Volume 2, Las Vegas, Feb 3-7, pp 49-75.McKown, A.F., & McClure, R.A., 1988. Close Proximity Trench Blasting Case History,International Society of Explosives Engineers, Anaheim, Jan 31 - Feb 5, PP 349-371Oriard, L.L., 1991. "Close-in Blasting Effects on Structures and Materials", International Society ofExplosives Engineers, Las Vegas, Feb. 3-7, pp l3-28.Siskind, D.E., Stachura, V.3., Stagg, M.S., & Kopp, J.W., 1980 (a). "Structure response anddamage produced by airblast from surface mining". UsBM Report of investigations 8485.Siskind, D.E., Stagg, M.S., Kopp, J.W., & Dowding, C.H., 1980 (b). "Structure Response andDamage Produced by Ground Vibration from Surface Mine Blasting", USBM Report ofInvestigations 8507.Siskind, D.E., & Stagg, M.S., 1993. "Response of Pressurized Pipelines to Production-Size MineBlasting", International Society of Explosives Engineers, Research Syrnposiurn, San Diego, Jan 31-Feb 4, pp129-148.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 126 -
  • 127. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________Tamrock, 1988. “Surface drilling and blasting", Published by Tamrock Drills, edited by JukkaNaapuri.Workrnan, J.L., & Calder, P.N., 1991. "A method for calculating the weight of charge to use in largehole presplitting for cast blasting operations", Proc. Society of Explosives Engineers, 17thConference on Explosives and Blasting Technique, Vol. 2, Las Vegas, PP 97-107.____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 127 -
  • 128. II CURSO TRONADURA EN MINERIA A CIELO ABIERTO ___________________________________________________________________________________________________ INDICEAccesorio, funcionamiento Cristalización Métodos de medición 66 Definición 2 Variabilidad del retardo 67Acoplamiento del explosivo Daño estructural Definición 1 Sobre presión 91Acuagel Composición 14 Daño producido por la tronadura Definición 1 Contornos de fracturamiento 73 Dilatación de fracturas 73Angulo de fricción Diseño de tronaduras de contorno 75 Definición 1 Estabilidad de roca 70 Iniciación de fracturas frescas 71Balance de oxígeno Mecanismos principales 70 Definición 1 Vibración en el campo cercano 71 Vibración en el campo lejano 70Booster Definición 5 Decibel Definición 2Burden Burden efectivo 1 Deflagración Definición 1 Definición 2 Diseño 37 Operación 38 Deformación inducida Relación al diámetro 37 Ecuación 26Campo cercano Desacoplamiento Definición 2 Definición 1 Ecuación 76Campo lejano Definición 2 Desacople de explosivos 76Concentración de carga lineal Distancia de separación mínima 78 Definición 2 Guías de diseño 77Contornos de fracturas Detonadores eléctricos Para determinar la distancia de sepa- Exactitud 17 ración 73 Probabilidad de traslape 17Cordón detonante 16 Detonadores no eléctricos Interrupción de la columna 46 Probabilidad de traslape 19 ____________________________________________________________________________________________________________________ CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 128 -
  • 129. 129Diaclasas Ecuación de campo cercano 66 Cohesión 2 Métodos de medición 66 Efecto en la fragmentación 25 Orientación 24 Energía del explosivo Curvas PV 13Diámetro crítico Definición 3 EspaciamientoDiámetro del hoyo Definición 4 Desviación 37 Diseño 39 Efectos en la exactitud de la perfo- Espaciamiento efectivo 4 ración 40 Efecto en la longitud máx. del Estabilidad hoyo 37, 40 Definición 4 Selección 36 Evaluación del funcionamiento de la tronaduraDilatación de fracturas Funcionamiento del accesorio 66 Ejemplo de forma de onda 74 Funcionamiento del explosivo 60 Medición con extensómetros 74 Funcionamiento de la fragmenta- Presión de hoyo 74 ción 58 Medición del choque 65Diseño de tronadura Cuadrado 39 Explosivos aluminizados Trabado 39 Definición 4Distancia escalar Explosivo, funcionamiento Definición 3 Medición del funcionamiento del Gráficos de ejemplo 85 burden 63 Sobre presión 80 Vibración 80 Explosivos primarios Definición 4Distancia de separación Cálculo de 78 Explosivos, propiedades Definición 3 Aditivos de aluminio 11 Balance de oxígeno 11Distribución del explosivo Cristalización 2 Contorno de energía 42 Diámetro crítico 3 Química 11Emulsión Composición 13 Explosivos slurries Definición 3 Definición 5Energía de burbuja Explosivos, tipo Definición 3 Compuesto 10 Molecular 10Energía de choque Selección 50 Definición 4____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 129 -
  • 130. 130Explosivo secundario Definición 4 Impacto en el medio ambiente Estableciendo límites 90Factor de acoplamiento Proyección de rocas 88 Ecuación 86 Sobre presión 80 Factores que influyen 86 Vibración del suelo 83Factor de carga Indices de tronabilidad Definición 5 Afrouz 29 Relación con el índice de tronabi- Lilly 28 lidad 29 ImpedanciaFactor de Energía Definición 5 Definición 5 Ecuación 22 Igualamiento del explosivo 27Factor de roca Ecuación 56 Iniciación lateral Estimación (Kuz-Ram) 56 Definición 5 Tabla de influencias 56 Iniciación por simpatíaFallamiento de la masa rocosa Ejemplo de forma de onda 60 Bloque 30 Circular 31 Iniciación simultánea Condición de discontinuidad 31 Ejemplo de forma de onda 60 Cuña 31 Ecuaciones de fallamiento 32 Iniciación, secuencia de Definición 7Fragmentación Diagramas 47 Espaciamiento de fracturas 22 Factores que influyen 48 Modelo de Kuz-Ram 53 Orientación de las fracturas 24 Iniciación, sistemas de Tamaño de bloques in situ 23 Eléctrico 46 No eléctrico 45Fragmentación, funcionamiento Selección del retardo 48 Monitoreo de eventos 59 Monitoreo de vibración 58 Iniciación instantánea Ejemplo de forma de onda 60Grados de fijación Definición 5 Iniciador Definición 5Hoyo de tronadura Efecto en el VOD 44 Diámetro 36 Cantidad 45 Inclinación 44 Objetivo 44 Iniciador 44 Tamaño 44 Largo 39 Ubicación 44 Pasadura 41 Taco 41 Kuz-Ram, modelo____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 130 -
  • 131. 131 Ecuaciones 55 Potencia en peso relativa 6 Ecuación de Kuznetsov 54 Ecuación de Rosin Rammler 53 Potencia en volumen Factor de roca 56 Definición 6 Indice de uniformidad 55 Potencia relativa en volumen 6 Tamaño medio de partícula 54 PrecorteMasa rocosa Efecto de la exactitud de la Efecto en el diámetro del hoyo 24 perforación 78 Espaciamiento de fracturas 23 Espaciamiento estimado para 78 Tamaño de bloques in situ 23 Presión de detonación Definición 6Medición del VOD 61 Dependencia del VOD 15 Métodos de medición 61 Ecuación 15Monitoreo de eventos de tronadura Presión de explosión Efectos del tiempo de retardo 60 Definición 6 Efectos de la propiedad de la roca 60 Ejemplos de formas de onda 59 Presión peak de hoyo Limitaciones 59 Definición 6 Problemas comunes 60 Sensores 59 Probabilidad de traslape Detonadores eléctricos 17Movimiento del burden Detonadores no eléctricos 19 Digitación de film/vídeo 64 Ecuación 18 Energía cinética de 63 Métodos de medición 63 Proyección de rocas Método del perfil de la pila 64 Definición 7 Definición de área de tronadura 88Nitrato de amonio Desde la parte superior del banco 89 Almacenamiento 13 Desde caras verticales 88 Cristalización 13 Predicción de rangos 88 Tamaño del prill 12 Rango de proyección “violenta” 90 Tabla de valores calculados 90Onda P, velocidad Definición 8 Razón de rigidez Definición 7Onda elemental, modelo de 84 Ecuación 40 Factor de acoplamiento 85 Relación de cargaPasadura Definición 7 Cálculo de 41 Distribución de explosivo 43 Definición 5 Ecuación 43Potencia en peso Resistencia al agua Definición 6 Definición 7____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 131 -
  • 132. 132Retardos, intervalos Taco Control de daño 49 Cálculo de 41 Control de la fragmentación 48 Definición 8 Control de la sobre presión 50 Control de la vibración 50 Taco de aire Perfil de la pila 48 Definición 8Retardo, variabilidad Taco intermedio El factor F 68 Definición 8 Medición de la exactitud 67 Medición de la precisión 68 Trazado Notación estadística 67 Definición 8 Probabilidad de fuera de se- cuencia 69 Tronaduras con cargas parciales Definición 8Roca, propiedades de tronadura de contorno Densidad 27 Contornos de daño 77 Fragmentación 21 Características de diseño 74 Influencia en la vibración 21 Densidad de carguío 76 Módulo de Young 26 Resistencia de la roca 26 Tronadura suave 77Roca, resistencia de 33 Tuberías, tronaduras cerca deSensibilizantes Desplazamiento de bloques 97 Definición 7 Detalles concernientes 95 Ecuaciones de esfuerzos/vibración 96Sensibilidad Esfuerzo inducido por la vibración 95 Definición 7 Tabla de límites 96Sobre presión Tubo de choque 46 Contribución de hoyos de la cara libre 82 Velocidad de detonación Decibel 2 Definición 8 Definición 8 Figuras 61 Distancia escalar 80 Métodos de medición continua 62 Efectos de las propiedades de la Métodos continuos 62 roca 35 Métodos del punto de contacto 61 Ecuaciones 80 Estableciendo límites 90 Velocidad peak de partícula Fuentes de 81 Definición 8 Métodos de reducción 82 Relación con la vibración 81 Vibración Variabilidad en 80 Campo cercano 71____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 132 -
  • 133. 133 Campo lejano 70 Causas de dispersión 86 Contornos de fracturamiento 73 Costos asociados con los límites 98 Criterios alternativos de la USBM 92 Distancia escalar 83 Ecuación del campo cercano 72 Ecuación de escalamiento del peso de la carga 72 Ecuación para el fracturamiento 83 en la cara del banco 82 Estableciendo límites 90 Estándares alemanes DIN 4150 82 Estándares británicos BS6472 91 Estándares suecos 460 48 66 92 Factores que influyen 85 Influencia del tamaño de la tronadura 87 Influencia de los retardos 87 Iniciación de fracturas frescas 71 Límites para tuberías 95 Predicción de la onda elemental 84 Super posición de ondas 84Vibración, monitoreo de Campo cercano 2 Campo lejano 2Vibración del subsuelo Definición 33 Ecuaciones 34 Ecuación USBM 83 Frecuencia 34 Pérdida friccional 33____________________________________________________________________________________________________________________CHUQUICAMATA , OCTUBRE DEL 2001. - 133 -