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CAPÍTULO 9

Voladura de la roca

9.1 INTRODUCCIÓN GENERAL A LAS OPERACIONES unidad minera

El término "operaciones unitarias" se refiere a la perforación, voladura, carga y acarreo de los procesos utilizados en la extracción de un cuerpo mineralizado. En su presentación, los autores se han centrado en la aplicación de ANFO, perforación rotatoria, pala cuerda de carga y camiones de transporte de mercancías. Se alienta al lector a explorar más a fondo los distintos temas, haciendo referencia a libros como "PYME Minería Ingeniería Handbook, 3rd Edition" (SME, 2011), "Manual de The Blasters '" (ISEE, 2011) y "Voladura Principios para la minería a cielo abierto "(Hustrulid, 1999) así como en los materiales desarrollados por los proveedores de equipos. El "Performance Manual de Caterpillar (Oruga, 2012)", los "Komatsu Especificaciones y Manual de Aplicación (Komatsu, 2009)" y el "barreno de perforación en minería a cielo abierto (Atlas Copco, 2011)" son excelentes ejemplos de este último. Los "Manuales" pueden estar situados en las versiones pdf en sus respectivos sitios web.

La fragmentación de roca adecuada es el primer elemento clave del proceso de mineral de ganar. Es una actividad de dos pasos en el sentido de que los orificios para la distribución de los explosivos dentro de la masa de roca primero deben perforarse (Paso 1) como se especifica por el plan de fragmentación. Esto es seguido por el rubblization controlada (Paso 2) de la masa de roca. El producto resultante se recogió (Paso 3) y tiró de distancia (paso 4). Por lo tanto, cuando se considera la estructura de una serie de capítulos de operaciones de la unidad, podría ser considerado lógico comenzar con un tratamiento integrado de perforación y voladura en el rubro de la fragmentación. Por otro lado, la mayoría de los libros de minería están organizados por operación de la unidad individual y la presentación es en el orden en que aparecen en la mina, es decir, la perforación, voladura, carga y acarreo. Esta es también una secuencia muy lógica desde el punto de vista de la minera. Hoy en día, que normalmente comienza por diseñar el patrón de voladura para cumplir con los requisitos impuestos y salidas deseadas diferentes. El sistema de perforación requisito necesario para perforar el patrón se selecciona a continuación. Siguiendo esta lógica, los autores han optado por comenzar con la voladura de roca (Capítulo 9) y luego pasar a la perforación de roca (Capítulo 10). Los sistemas de carga y acarreo (capítulos 11 y 12, respectivamente) están en gran medida tamaño de acuerdo a las necesidades de producción de la operación que controla la geometría mía. Siguiendo esta lógica, esta serie de capítulos comienza con el diseño de la explosión y continúa con capítulos sobre la perforación, carga y acarreo. Capítulo 13 trata de la disponibilidad y la utilización del equipo.

El mundo de la minería es, para bien o para mal, siendo bilingüe, con tanto Inglés (Imperial) y las unidades del SI se utiliza. En esta serie de capítulos sobre las operaciones de la unidad no se ha tratado de seguir uno u otro. Se supone que el lector puede hacer que la traducción según sea necesario. Los símbolos utilizados son consistentes dentro de cualquier capítulo en particular, pero no necesariamente

Entre los capítulos. Los autores piden disculpas por cualquier confusión que esto pueda causar, pero simplifica en gran medida la presentación tanto para el lector y los autores.

Los borradores originales de los capítulos 10 a 13 fueron escritos hace unos 20 años y, aunque a primera vista esto puede parecer extraño, los principios básicos no han cambiado. Los materiales se han actualizado según sea necesario. Mayor asistencia a este respecto ha sido proporcionada por proveedores de equipos y las empresas mineras - ha sido inestimable. Al final, el contenido es la responsabilidad de los autores. Aunque se ha tenido cuidado de evitar errores tanto en la comprensión y la presentación, que lamentablemente estarán presentes en una obra de esta magnitud. Los autores estarán encantados si el lector les traerá a su atención de manera que se pueden hacer correcciones en futuras ediciones.

Capítulos 9 a 13 son ante todo una introducción a las operaciones de la unidad para estudiantes de ingeniería minera. Sin embargo, el material contenido y la forma de presentación deben dejar de valor para la práctica de los ingenieros también. El material presentado en sección 9.2 se ha extraído gran parte del libro "Principios de arenera para la minería a cielo abierto (Hustrulid, 1999)."

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9.2 ROCA EXPLOSIONES

9.2.1 fragmentación de la roca

Importante en el pasado e importante hoy en día, voladura cuidadosamente diseñado será un aspecto aún más importante del éxito de la minería a cielo abierto en el futuro a medida (1) pozos se vuelven más y más empinado, (2) la separación de calidad para evitar las pérdidas de dilución y mineral durante la voladura se hace de suma importancia, y (3) por motivos de costos de energía, se presta mayor atención a la optimización de todo el sistema de fragmentación de remoción de molino. En el pasado y aún hoy los subsistemas de la mina y de fragmentación del molino a menudo han sido tratados por separado con la única coincidencia es la trituradora primaria. Como puede verse en la Figura 9.1 todo el diagrama de flujo de remoción de molino de in situ (con un "tamaño de partícula" se considera ser muy grandes) hasta el punto donde sale el molino para un tratamiento adicional (con un "tamaño de partícula" a menudo en las rango de micras) se compone de dos elementos básicos; la fragmentación y el transporte.

La energía es un ingrediente importante en todos los aspectos de la minería de hoy, pero es especialmente importante en lo que respecta a la fragmentación. La energía necesaria para la reducción de tamaño es muy dependiente de tamaño de partícula, así como en los medios utilizados para suministrar la energía a las partículas. Al observar la figura 9.1, es natural preguntarse si la aplicación de explosivo adicional de energía (química) durante la voladura podría resultar en una reducción del consumo de energía más cara en etapas posteriores de fragmentación. Ya en la década de 1960, hubo un debate serio (e incluso pruebas) con respecto a esto. Ahora, unos 50 años más tarde, las compañías mineras están seriamente buscando en las posibles ventajas y desventajas y consideraciones de fragmentación de remoción de molino están siendo incluidas en las evaluaciones básicas de diseño explosión. Por lo tanto, ambos ingenieros de minas y compañías mineras deben tener una sólida comprensión de los fundamentos y la práctica de voladura. Esto es independientemente de si el diseño (s) real y su aplicación se realizan en la empresa o por contratistas. En esta sección los autores han tratado de cerrar la brecha entre la teoría y la práctica y presentar los conceptos subyacentes de una manera comprensible. Se espera que el material contenido servirá de base para los ingenieros para mejorar (a) sus operaciones de detonación, así como

(b) su capacidad de comprender el contenido y la eventual aplicación de los documentos que aparecen en la literatura técnica.

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TRATAMIENTO ADICIONAL

Figura 9.1. El sistema de remoción de molino representa como operaciones de fragmentación y de la unidad de transporte.

9.2.2 diagramas de flujo del diseño explosivo

En el pasado sólo unos relativamente pocos productos con propiedades explosivas se encuentran dentro de un rango relativamente estrecho estaban disponibles para el ingeniero de fragmentación para elegir entre. Hoy en día los productos colocados en los agujeros son muchas y sus propiedades pueden ser fácilmente variadas a lo largo de la longitud del agujero. Además momento de iniciación se ha mejorado notablemente. Así, los posibilidades disponibles para el diseñador de la explosión son mucho más que los de hace unos pocos años. El desafío que enfrenta el ingeniero de minas es cómo utilizar más eficazmente estas posibilidades. "Fragmentación Diseñado" en lugar de "detonación" o el epítome de voladura "militar" será un aspecto aún más importante de la minería futuro. Figura 9.2 ilustra muy bien las muchas variables controlables e incontrolables involucrados en cualquier ráfaga dada y las salidas resultantes.

Como se puede observar el proceso de ingeniería de una explosión es un proceso difícil que implica el matrimonio de

- Características explosivas

- Fenómenos de fracturamiento explosivos

- Geometría de diseño

- Propiedades de masa de roca y roca

- temporización

- secuenciación

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De modo que el grado de fragmentación deseada como es requerido por las operaciones corriente abajo, así como las otras demandas están satisfechos.

Figura 9.2. Lógica explosiva diseño de diagramas de flujo (modificado después de Atlas Powder Company, 1987

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Un agente de voladura común utilizado en las minas a cielo abierto de hoy es una combinación de nitrato de amonio (NH4NO3) "UN" y No. 2 de aceite diesel / combustible (CH2) "FO". La combinación se llama ANFO. Aunque ninguno de estos componentes es un explosivo en sí mismo, bajo las condiciones apropiadas la mezcla se puede hacer detonar (la parte delantera explosión se propagan a lo largo de una columna de explosivo). En otras condiciones, la mezcla simplemente deflagran (quemar) a un ritmo muy rápido.

Se da la reacción química para el proceso por debajo

3NH4NO3 + CH2 => 7h20 + CO2 + 3N2 + calor (9.1)

En este caso, la AN es el oxidante (que contiene oxígeno) y el aceite combustible es el combustible. El aceite de combustible se oxida y el AN se reduce en un tiempo muy corto muy. Como puede verse, los productos son gases a alta temperatura. La cantidad de energía liberada en forma de calor es 912 calorías por gramo de ANFO.

La reacción se lleva a lo largo de la columna de explosivo en la velocidad de detonación (VOD), que para ANFO es del orden de 4529 m / segundo.

Aunque se sabe que el poder implicado en una explosión es grande, es difícil de visualizar lo grande que simplemente a través de la energía, el valor de liberación de 912 calorías / g. Para ayudar en este sentido, considera un pozo de 300 mm de diámetro (D) y 8 m de longitud (L) llenos de ANFO que tiene una densidad (oe) de 0,8 g / cm3. La columna explosiva tendría un volumen (lie) de

Nota: El kilo prefijo (k) significa 103, Mega (M) significa 106 y giga (G) significa 109 de la unidad en cuestión. Por lo tanto 1 kcal significa 103 calorías.

762

9.2.4 curvas de presión-volumen

Una mezcla ANFO detonará cuando está confinado adecuadamente (tal como en un pozo de sondeo) e iniciada por un alto explosivo (llamado un cebador) de intensidad suficiente. La reacción progresa a lo largo de la columna explosiva con una velocidad igual a la velocidad de detonación (VOD). La presión del gas directamente en el frente de detonación se llama la presión de detonación (PDET). Para muchos explosivos puede ser aproximada por.

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Aunque no es estrictamente aplicable debido a las altas temperaturas y presiones involucradas, las relaciones basadas en el comportamiento de los gases ideales son muy útiles para demostrar los conceptos básicos. Si la temperatura se mantiene constante (condiciones isotérmicas) durante la subsiguiente expansión de los gases explosivos con una disminución acompañante en la presión del pozo, entonces el lado derecho (nRT) de la Ley de los Gases Ideales

PV = nRT (9.10)

Dónde

P = Presión (atm)

V = volumen (litro / kg)

n = no. de moles de gas (moles / kg)

R = constante universal de los gases = 0,08207 litro-atm / (mol ° K)

T = temperatura (° K)

es una constante. La ecuación (9.10) se puede escribir como

PV = constante (9,11)

Una forma alternativa de esta relación presión-volumen familiar a todos los estudiantes de física es PIVI = P2V2 = PEVE

(9.12)

Sabiendo que

Pe = 19970 atm

Ve = 0.0071 m3

La curva de presión-volumen de muestra en la Figura 9.3 se puede construir.

Sin embargo, la temperatura de los gases explosivos no permanece constante. Inicialmente es muy alta (del orden de 2.810 ° K) y luego disminuye con la expansión a cerca de ambiente (298 ° K). Una mejor aproximación a la verdadera curva de PV describir esta situación (un agujero con 'una sección transversal completamente cargada) se consigue mediante suponiendo que la expansión tiene lugar adiabáticamente (no hay pérdida de calor).

La ecuación de la Ley de los gases ideales es apropiada

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Dónde

y = relación de los calores específicos.

Para ANFO, los valores correspondientes de y dependen del rango de presión. Para este ejemplo se utilizarán los siguientes valores:

Región 1: y = 2,035 4,500 atm <P <19.971 atm

Región 2: y = 1: 631 500 atm <P <4,500 atm

Región 3: y = 1,285 100 atm <P <500 atm

Región 4: y = 1,271 1 atm <P <100 atm

La curva de PV adiabática idealizada se muestra en la Figura 9.4.

La energía de expansión puede obtenerse mediante la búsqueda de la zona (A) bajo la curva PV. En este caso se hace

A = 161 + 133 ± 66 ± 103 = 463 atm-m3

Esto ahora se puede convertir en kilocalorías por

A = 0.0242 x 103 x 463 = 11205 kcal.

Puesto que hay 12.57 kilogramos de ANFO involucrados en la explosión de la cantidad de energía liberada por kilogramo calcula utilizando la curva PV idealizada es

A = 11205/ 12.57=891 kcal / kg

Cabe recordar que la liberación de energía teórica es

Q = 912 kcal / kg

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Y la diferencia entre los dos es la energía de calor (-21 kcal / kg) que permanece atrapado en los productos explosivos. La relación entre la cantidad de energía útil (A) a disposición de la energía teórica (Q) se llama la eficiencia mecánica (e).

e= A/Q

En este caso, es

e= 891/912=0977

Lo que significa que el 97,7% de la energía explosiva teórico podría hacer un trabajo útil si se libera de forma controlada a una presión de 1 atm.

9.2.5 Fuerza explosiva

Aunque la discusión hasta este punto se ha centrado en ANFO, hay muchos otros tipos de explosivos y variaciones. Al seleccionar un explosivo para una determinada aplicación, una de las características más importantes a tener en cuenta. Es "la fuerza". A través de los años, diversas formas han sido utilizados por los fabricantes para medir y describir la fuerza de sus explosivos. Hoy, por desgracia, no existe un enfoque estándar de la producción y la prestación de estos datos. Se ha vuelto muy común, sin embargo, para que los fabricantes incluyen puntos fuertes y los puntos fuertes de peso a granel (tanto absoluto como relativo) en sus hojas de especificaciones del producto.

La fuerza de peso (SWT) se define como la energía explosiva por unidad de peso (masa). Para su cálculo, el problema se convierte en la de definir qué "energía" a utilizar. La más sencilla es utilizar el calor teórico de explosión (Q), calculado en base a los constituyentes. Para ANFO (94,5% / 5,5%) el valor de Q es

Q = 912 kcal/kg

Por lo tanto la fuerza de peso es

SWT = 912 kcal/kg

La fuerza mayor (SBULK) se define como la energía explosiva por unidad de volumen y tiene

unidades de kcal / m3, cal / cm3, etc. Dado que el costo por unidad de volumen del agujero

creado en el macizo rocoso por la perforación es sustancial en general se desea para empacar

tanta potencia explosiva en este volumen posible. Así, para la mayoría de aplicaciones, la

0.8 g/cm3 x 912 cal/gm

fuerza mayor es más importante que la fuerza de peso. Los dos están relacionados a través de

la densidad.

SBULK = PeSWT (9.15)

For ANFO con una densidad p = 0.8 g/cm3, Por lo tanto, la fuerza es mayor

SBULK =

= 730 cal/cm3 = 730 kcal/m3

La "energía" que se utiliza en el cálculo también se podría definir de alguna otra manera, es

decir, que se define por la curva de PV, la energía de burbujas de gas, etc. Los fabricantes

suelen publicar fuerza de peso relativa y valores de resistencia a granel por sus explosivos. La

mayor parte del tiempo, el explosivo.

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Fortalezas se expresan en relación a ANFO (94,5 / 5,5) de una densidad, diámetro y grado de

confinamiento dado.

Supongamos por ejemplo que un cierto explosivo tiene un calor de explosión igual a 890 cal / g

y una densidad de 1,3 g / cm3. La fuerza peso de este explosivo ANFO con relación a se denota

por Sanfo. Dado que para ANFO el calor de la explosión es igual a 912 cal / g y la densidad es

0,8 g / cm3 a continuación para el nuevo explosivo de la fuerza peso relativo está dada por

Uno podría concluir que para el mismo diámetro del agujero este explosivo sería muy superior para fragmentar la roca de ANFO. Desafortunadamente, no es necesariamente un 1 a 1 correlación entre la energía total aplicada y la fragmentación producida.

9.2.6 Uso de Energía

En voladura de roca la energía entra en

• La creación de nuevas fracturas

• ampliar las fracturas antiguas

• desplazar partes de la relación masa rocosa a otros (desprendimiento)

• mover el centro de gravedad hacia adelante (tirón)

• Efectos indeseables: mosca de rock, las vibraciones del suelo, chorro de aire, ruido, calor.

Exactamente cómo la energía se divide en estas diferentes categorías depende

• El explosivo

• La masa de roca / rock

• La geometría explosión

Algunos (, masivas duros) tipos de roca requieren la creación de nuevas fracturas de adecuada fragmentación. Las energías de choque necesarios para la nueva generación de fractura están asociados con presiones de explosión altas (alta velocidad de detonación y de alta densidad).

Otros tipos de roca que ya están agrietados dependen más de la palpitante / acción desplazando proporcionada por presiones de gas para romper. Esto puede lograrse mejor mediante un explosivo con una velocidad de detonación inferior y densidad.

Dos explosivos podrían tener exactamente la misma energía total (mismas áreas bajo las curvas, pero como se muestra en la Figura 9.5 muy diferentes curvas PV.

Tenga en cuenta que

• Explosivo A tiene un pico de presión mucho más alta que explosivo B

• Las energías totales de los dos explosivos son los mismos (Zona 1 = Zona 2).

• Explosivo B mantiene una presión de gas superior a la expansión que lo hace explosiva A.

Explosivo A, denomina una presión alta potencia rompedora / bajo gas explosivo, se recomienda para su uso en, rocas frágiles duros. Explosivo B, por el contrario, un bajo / alto explosivo gas potencia rompedora para su uso en más suaves / rocas más articuladas. Para hacer coincidir correctamente / rock / geometría explosivo y lograr resultados óptimos de voladura, por lo que es importante entender

• El proceso de fracaso del macizo rocoso

• La partición de la energía explosiva (shock de energía de energía / tirón)

• La interacción explosiva-rock.

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Una discusión de ellos está más allá del alcance del libro actual. El lector interesado puede consultar Hustrulid (1999).

9.2.7 Directrices preliminares de diseño de explosión

En esta sección se proporcionarán directrices que pueden ser utilizadas para el diseño preliminar de explosión. Como resultado de las votaciones del campo, los patrones pueden ser luego ajustadas / optimizado para las características reales de la masa de roca - explosivos - combinación de geometría. La terminología barreno que se utilizará se muestra en la Figura 9.6.

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En el banco de voladura normalmente hay una larga dimensión del banco y una dimensión corta. Se supondrá que las filas de agujeros de explosión están alineados en paralelo a la dimensión larga.

La carga perforada (B) se define entonces como la distancia entre las filas individuales de agujeros. También se utiliza para describir la distancia desde la primera fila de agujeros a la cara libre. Cuando la cara de banco no es vertical la carga en esta primera fila de agujeros varía de cresta a los pies. La separación (S) es la distancia entre los agujeros en cualquier fila dada. En general, los agujeros son perforados por debajo de la calificación final deseado. Esta distancia se conoce como la perforación sub-grado o simplemente el sub-taladro (J). Una cierta longitud del agujero cerca del cuello se queda sin carga. Esto se conoce como la longitud derivada (T) si se deja sin llenar o llena de recortes de perforación / roca triturada. La longitud perforada (L) es igual a la altura del banco (H) más el sub-taladro (J). La longitud total de la columna explosiva (C) es igual a la longitud del agujero (L) menos la derivada (T). Esta columna puede ser dividida en secciones (cubiertas) que contienen explosivos de varias fuerzas separadas por longitudes de materiales derivados. A veces, la fuerza explosiva es variado a lo largo del agujero, es decir, una resistencia a la carga inferior más alto con una carga de columna menor resistencia. Como se verá en la siguiente sección, las diferentes dimensiones que intervienen en un diseño de explosión no son arbitrarias pero estrechamente relacionados entre sí. La selección de uno, por ejemplo el diámetro del agujero, correcciones dentro de límites bastante estrictos, muchos de los otros.

9.2.8 explosiva diseño justificación

En esta sección se presenta una justificación para el tipo de diseño geométrico utilizado en minas a cielo más abiertas hoy. Se introducirán cinco relaciones diferentes de diseño. Consideremos en primer lugar la vista en planta (Fig. 9.7) de un banco en el que el espacio entre los orificios (S) y la carga (B) están según las indicaciones.

En la visualización de la figura se puede observar que el espacio entre los orificios puede ser expresada como una constante (Ks) veces la carga.

S = KsB (9.16)

Dónde

KS = constante en relación a la carga espaciamiento

Esta es la primera de las relaciones fundamentales de diseño.

Cada agujero de diámetro D puede ser pensado como tener que romper su propia área individual (AR) como se indica por las líneas de trazos, en la figura.

AR = BXS (9.17)

El volumen requerido para ser roto por un agujero de unidad de longitud es

VR = B x S x 1 (9,18)

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Una cierta cantidad de energía explosiva por unidad de volumen (Ev) debe ser aplicada satisfactoriamente para fragmentar la roca. Por tanto, la energía total (ER) es requerido.

ER = VR X Ev = BxSx Ev (9.19)

Combinando las ecuaciones (9.16) y (9.19) se convierte en la energía necesaria

ER = Ks B2Ev (9.20)

Por lo tanto la energía requerida es la fragmentación proporcional al cuadrado de la carga.

Sala de emergencias

La cantidad de energía explosiva disponible (EA) se determina por el volumen explosivo (Ve) presente en esa unidad de longitud de pozo de sondeo

Donde

De = diámetro del explosivo

Veces la fuerza mayor explosiva expresa como energía, por unidad de volumen (Ee)

Cuando se utilizan explosivos envasados y en los perímetros de pozo donde se emplean perímetro de voladura técnicas, el diámetro de carga (De) puede ser inferior a la (D) del agujero. Sin embargo, en la producción de voladura usando agentes de voladura a granel, toda el área de la sección transversal del orificio se llena de explosivo. Por lo tanto el diámetro del agujero (D) y el diámetro explosiva (De) son los mismos. Esta suposición se utilizará aquí.

Así, la energía disponible es proporcional al cuadrado del diámetro del agujero

Configuración de la disposición y las energías requeridas explosivos iguales entre sí se encuentra que la carga es proporcional al diámetro de agujero.

La introducción de la constante KB proporcionalidad, la relación se puede escribir como

Dónde

KB = constante carga en relación con el diámetro del agujero.

Esta es la segunda de las relaciones fundamentales de diseño. La constante KB, como se discute en la Sección 9.2.6, incorpora ambos factores energía explosiva y la densidad de la roca. La relación de diseño (9,26) sugiere un aumento lineal en la carga con diámetro de agujero asumiendo el mismo explosivo se usa (Fig. 9.8).

La región del dedo del pie (Fig. 9.9) es altamente confinada y energía explosiva adicional debe ser aplicado para asegurar la fragmentación adecuada.

Esta energía explosiva adicional se proporciona generalmente mediante la extensión del agujero de perforación por debajo de la elevación del dedo del pie, la longitud así llamada sub drill (J), con explosivo. Hay varias razones diferentes que se utilizan para la selección de la longitud adecuada. Uno se incluirá en el marco del debate.

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Presentada. Hay una cierta distancia (llamado el período previo a distancia) característico del sistema iniciador / explosiva que la onda de choque debe viajar lejos del punto de iniciación antes de que se alcancen las condiciones de régimen permanente en la columna explosiva. Para romper el dedo del pie cerrado, la presión del pozo debe ser tan alta como sea posible. Puesto que la presión (Pe) de explosión (pared del pozo) es proporcional al cuadrado de la velocidad de detonación.

La elevación en el hoyo en el que se alcanza la velocidad de estado estacionario no debe ser mayor que la elevación banco de dedo del pie. Para ser conservador, la distancia mínima de la pelota se supone que 6D.

Además, el cebador rara vez se coloca directamente en el fondo del barreno debido a la presencia de esquejes y agua. Una compensación de lo normal es del orden de 2D. Por lo tanto, la distancia desde el extremo perforado del agujero a la elevación del dedo del pie (el sub-taladro distancia J) debe ser.

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Un valor típico utilizado para el diseño es KJ = 0,3.

Cerca del cuello de agujero, el ascenso de la explosiva debe ser controlada de manera que la posibilidad de romper hacia arriba, hacia la superficie libre horizontal debe ser "tan difícil" o "aún más difícil" de romper, como se desee, en dirección a la cara libre vertical. Esto podría ser satisfecho, por ejemplo, mediante la colocación de una carga esférica capaz de romper carga '13' a una distancia de '13' por debajo del collar (Fig. 9.10).

La restricción en general se escribe como

La geometría esférica de carga no es de carácter práctico para la mayoría de aplicaciones de minería de superficie. Sin embargo hay una equivalencia práctica en romper efecto entre las cargas esféricos y cilíndricos. En la figura 9.11 la carga esférica ha sido reemplazado por una carga cilíndrica de longitud Tc que tienen el mismo peso total y el efecto.

Obviamente, el grado de "equivalencia" de los cargos dependerá de la proximidad a la carga. Como una primera aproximación, se supondrá que Tc está relacionada linealmente con la distancia de interés que en este caso es B.

Para B grande, entonces Tc es grande y viceversa. La expresión general para la longitud del agujero sin carga (T) se puede escribir como

Si uno utiliza el "tan difícil" romper la restricción en la ecuación (9.32), a continuación

V = B

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Esto se convierte en la cuarta de las relaciones fundamentales. El problema es entonces la determinación de la KTC

Para banco de voladura Langefors y Kihlstrom (1963) han sugerido que la equivalencia de carga esférica / cilíndrica es como se muestra en la Figura 9.12.

Para explicar el significado de la curva, considere un banco que contiene dos barrenos verticales de lado a lado. La carga es la misma para ambos. En lugar de hablar de la región de cuello que es el objeto de esta porción, este ejemplo implicará la zona de la puntera. La razón de esto es que la explicación es más fácil y el principio es el mismo. Considere una carga esférica de la cantidad Qo colocado en la elevación del dedo del pie en uno de los agujeros. En el segundo barreno una carga columna con una concentración de carga lineal de 1 kg / m se emplaza de agujero. La parte inferior de la carga es en la elevación del dedo del pie y luego la columna se extiende hacia arriba hacia el cuello. La longitud de la carga alargada se expresa en múltiplos de la carga B. Para una carga columna de longitud B, la carga total sería la B x 1. En la figura 9.12 se puede ver que en la punta este cargo alargado tiene solamente la fracción equivalente poder de una carga esférica de peso 0,6 x 1 x B. Esto es comprensible, ya que la energía contenida en esa parte de la carga alargado cerca del collar debe recorrer una distancia mucho más tiempo para alcanzar el dedo del pie y en el proceso de la energía se extiende sobre una mucho mayor volumen de roca. La densidad de energía en el momento en que alcanza el dedo del pie es mucho menor que la producida por la energía que tiene

0,3 x 1 x B. A partir de la curva se ve que esto tiene el mismo efecto en el dedo del pie como una carga esférica colocado directamente en la elevación del dedo del pie con una masa 0,3 x 1 x B. Para los cargos más cortos que 0.3B esta relación se mantiene como así, es decir, la carga alargada de un peso determinado tiene el mismo efecto en la punta como una carga esférica del mismo peso. Para los cargos alargados con longitudes mayores que 0.3B, el efecto en la punta disminuye rápidamente al aumentar la longitud. El mismo efecto podría lograrse teniendo en cuenta la carga alargada que se extiende desde la elevación del dedo del pie hacia abajo. Por lo tanto una carga alargada que se extiende desde debajo de la punta 0.3B a 0.3B encima de la elevación del dedo del pie (para un peso total de explosivo 0,6 x 1 x B) que, de acuerdo con la curva tiene la misma capacidad de ruptura como una carga esférica con un peso de 0,6 x 1 B coloca directamente en la elevación del pie.

Con este punto de la discusión no ha habido ninguna mención específica de la altura del banco. Si uno continúa para aumentar la escala (diámetro del agujero) como se muestra en la Fig. 9.13, el centro de carga progresa más y más por el agujero.

La condición limitante es cuando el centro de carga alcanza la elevación del dedo del pie (Fig. 9.14). Esto se produce para un diámetro de agujero que produce una carga simplemente igual a la altura del banco.

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En esta sección los valores numéricos de las Ks relaciones, KB, KJ, KT, y KH se presentarán para su uso durante el diseño inicial.

Relación Ks

Como se discutirá con más detalle en la siguiente sección, la relación de la separación que perforado y la carga se basa en la cobertura de la energía del banco. Para un modelo cuadrado, la mejor cobertura de energía se consigue con Ks = 1, aunque no hay mucha diferencia cuando Ks se varió entre Ks = 1 a Ks = 1,5. Para un patrón de perforación escalonada, la mejor cobertura de energía es con Ks = 1,15. La eficiencia de la cobertura no es sustancialmente diferente para Ks = 1,0 a 1,5. Un patrón escalonado produce una mejor uniformidad de la cobertura de energía que hace un punto de partida.

775 Voladura de Rocas

Relación KB

En la sección 2.9.11 se presenta un examen detallado de este factor. En resumen, has pensando en una KB "" '-, 25 cuando se utiliza ANFO (p = 0,80 g / cm3, S anfo = 1) en la roca de densidad media (RP = 2,65 g / cm3). Al utilizar otros explosivos.

pe = densidad del explosive

La fuerza explosiva = S anfo

En la roca de densidad media se puede utilizar, como una primera aproximación

Si por ejemplo el explosivo tiene una densidad de 1,2 g / cm3 y una resistencia a peso con

respecto al ANFO de 1,1, la KB apropiado se convierte

KJ Ratio

El valor más común de KT es 0,3. En ciertos depósitos sedimentarios con un plano de separación en la elevación del dedo del pie sub-perforación no sean necesarios. En situaciones de dedo del pie muy duras, el sub-perforación puede aumentar durante el indicado por el uso de Ki = 0,3. Sin embargo, es probable que sea mejor considerar el uso de un explosivo más enérgico. Hay que recordar que la región sub-taladro generalmente forma el futuro cima cresta / banco por el banco a continuación. Daños no deseados hecho en esta etapa puede tener una vida larga y costosa. Además, los resultados excesiva sub-perforación en

1. Una pérdida de perforación y voladura gastos

2. Un aumento de las vibraciones del suelo

3. rotura indeseable del piso de banco. Esto a su vez genera problemas de perforación, barrenos abandonados y las desviaciones de la banca a continuación.

4. Se acentúa el movimiento vertical en la explosión. Esto aumenta las posibilidades de cortes (fallos de encendido) y sobreexcavación.

Relación de KT

El valor mínimo recomendado para KT para gran agujero chorreado producción es KT =

0,7. Algunos especialistas sugieren el uso de KT = 1,0. La colocación de la carga demasiado cerca del collar puede resultar en backbreak, Flyrock y pronta liberación de los gases explosivos, con la consiguiente pobre fragmentación. Por otro lado, el

aumento de la longitud de derivada puede reducir la concentración de energía en la región de cuello hasta el punto en grandes rocas resultado.

Relación de KH

Actualmente la mayoría de las operaciones a cielo abierto tienen valores de KH que son del orden de 1,6 o más. En algunas operaciones de la carga es del mismo orden que la altura del banco (KH = 1) lo que significa que la voladura es similar a la formación de cráteres con dos superficies libres.

9.2.10 ejemplo de diseño Ratio basada en explosión

Para ilustrar el uso de las relaciones geométricas desarrolladas en las secciones 9.2.8 y 9.2.9 asumen que los parámetros iniciales de diseño son

roca = pórfido sienita (SG = 2,6) explosivo ANFO = (p = 0,8 g / cm3, S anfo = 1)