Caracterización de los macizos rocosos para el diseño de las ...

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Capítulo 18
CARACTERIZACION DE LOS MACIZOS ROCOSOS PARA
EL DISEÑO DE LAS VOLADURAS
~ 1. INTRODUCCION
~ Las propiedades de los macizos rocosos que influyen
más directamente en el diseño de las voladuras
son:
t - Resistencias dinámicas de las rocas.
.
-
-
Espaciamiento y orientación de las discontinuidades.
Litologías y potencias de los estratos en formacio-
. -
nes sedimentarias.
Velocidades de propagación de las ondas.
- Propiedades elásticas de las rocas.
~ - Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades.
, - Indices de anisotropía y heterogeneidad de los ma-
cizos, etc.
. La determinación de estos parámetros por métodos
directos, o de laboratorio, resulta muy difícil y costosa,
ya que las probetas ensayadas no suelen incluir las
. discontinuidades y los cambios litológicos del macizo
rocoso del que proceden. Para obtener una muestra
representativa sería necesario que tuviera unas dimen-
~ siones diez veces mayores que la distancia media entre
, discontinuidades. No obstante, constituyen un complemento
en la caracterización de los macizos rocosos
que se desean fragmentar.
. En la actualidad, las técnicas de caracterización
geomecánica más aplicadas son:
. - Sondeos, ~on recuperación de testigo y ensayos
geomecanlcos.
. TABLA 18.1
.
.
.
.
~
R.a.D. CALIDAD DE LA ROCA
0-25 Muy mala
25 - 50 Mala
50 - 75 Media
75 - 90 Buena
90 - 100 Excelente
- Estudios
nuidades.
estructurales de los sistemas de disconti-
- Perfiles de sísmica de refracción.
- Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación.
- Diagrafías geofísicas en barrenos de producción.
- Toma de datos y tratamiento durante la perforación
de los barrenos de producción.
2. REALlZACION DE SONDEOS CON RECU-
PERACION DE TESTIGO V ENSA VOS
GEOMECANICOS
A partir de los testigos recuperados en los sondeos
se puede aplicar una de las clasificaciones más extendidas,
conocida por R.a.D. (Rock auality Designation,
Deere 1968) que se define como el porcentaje de la
longitud de testigo recuperado en trozos mayores de
10 cm respecto de la longitud de sondeo. Tabla 18.1.
Además, sobre esos testigos puede realizarse el ensayo
geomecánico de Resistencia Bajo Carga Puntual
«15»,bien sea en posición diametral o axial, para estimar
la Resistencia a la Compresión Simple «RC».
RC (MPa) '" 24 . 1, (50) (MPa)
Borquez (1981) determina el Factor de Volabilidad
«Kv», de la fórmula de Pearce, para el cálculo de la
Piedra, a partir del R.a.D. corregido por un Coeficiente
de Alteración que tiene en cuenta la Resistencia de las
Discontinuidades en función de la apertura de éstas y
el tipo de relleno, Fig. 18.1 YTabla 18.2.
TABLA 18.2
RESISTENCIA DE LAS FACTOR DE
DISCONTINUIDADES CORRECCION
Alta 1.0
Media 0.9
Baja
0.8
Muy baja
0.7
227

"
1.6
15
lA
13'-
12
~ 10
Q
::;
iD 0.9

- Proyecciones hemisféricas o estereográficas, de
igual área (Schmidt-Lambert) o de igual ángulo
(Wulff).
- Rosas de dirección de discontinuidades.
- Histogramas de frecuencias de tamaños y de espaciamientos
de discontinuidades, en su totalidad, o
separadas por familias.
Por medio de estas representaciones es posible establecer
el número de familias de discontinuidades presentes
en un macizo rocoso dado, así como los valores
medios y las dispersiones de sus propiedades más
representativas.
Complementariamente a los levantamientos por
medio de líneas de muestreo pueden ser efectuados
Unos sondeos orientados, con recuperación de testigos
y en los que pueden ser aplicadas las técnicas de muestreo
integral (Rocha, 1967) o una inspección por medio
de cámaras de filmación (Burwell y Nesbitt, 1964).
Todas las informaciones sobre la fracturación de los
macizos rocosos pueden ser procesadas para obtener
la composición de los bloques existentes en un volumen
dado del macizo.
Para tal propósito, existen diversas técnicas de cálculo
informatizadas, tales como:
- Determinación de los bloques unitarios, a partir del
paralelepípedo formado por la intersección de las
tres familias principales de discontinuidades, conocidas
sus orientaciones dominantes y espaciamientos
medios (Attuvell y Farmer, 1976).
- Cálculo de los volúmenes de los bloques definidos
por las intersecciones múltiples de las discontinuidades,
creando una curva de distribución granulométrica
(Programa COMPART, da Gama, 1986).
- Estimación de la distribución de los tamaños de los
bloques, por medio de representaciones estereográficas
(Villaescusa y Brown, 1991).
Un indice que suele obtenerse con frecuencia es el
conocido por "Volumetric Joint Count, J." que se
define por el número total de juntas por metro cúbico,
obtenido al sumar las juntas presentes por metro para
cada una de las familias existentes.
Jv
TABLA 18.3
CARACTERISTICAS
DEL MACIZO
30 Bloques muy pequeños
La relación entre el índice «Jv" y el «R.a.D." es, de
acuerdo con Palsmtrom (1974), la siguiente:
R.a.D. = 115 - 3.3 Jv Para Jv < 4,5 , R.a.D. = 100
Según la orientación de esas juntas, los bloques
conformados in-situ presentarán diferentes geometrías,
afectando doblemente a la fragmentación de la
voladura y a la dirección de salida más útil de la pega.
En la figura 18.3 se estima el volumen aproximado de
los bloques a partir del Jv Y de la relación de las tres
aristas características de los mismos.
r=~,
¡ 100 ~
ul;¡1'3" ,'o
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"'M

Lilly (1986, 1992) ha definido un Indice de Volabilidad
"BI» (Blastability Index) que se obtiene como suma de
los valores representativos de cinco parámetros geomecánicos.
BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
Este índice se aplicó por primera vez en las minas de
hierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamente
blandas con un valor de BI = 20 Y también rocas masivas
muy resistentes con un valor BI = 100, que tienen
una densidad de 4 t/m3.
En la Tabla 18.4 se indican los factores de ponderación
de cada uno de los parámetros.
TABLA 18.4
El Ratio de Influencia de la Resistencia "RSI» se esti-
ma a partir de la expresión:
donde:
RSI = 0,05 . RC
RC = Resistencia a la compresión simple (MPa).
Los Consumos Específicos de explosivo "CE» o los
Factores de Energía "FE» se calculan con la Fig. 18.5
o las expresiones
230
PARAMETROSGEOMECANICOS CALlFICACION
1. Descripción del Macizo
Rocoso (RMD)
1.1. Friable/Poco consolidado 10
1.2. Diaclasado en bloques 20
1.3. Totalmente masivo 50
2. Espaciamiento entre Planos
de Juntas (JPS)
2.1. Pequeño « 0,1 m) 10
2.2. Intermedio (0,1 a 1 m) 20
2.3. Grande (> 1 m) 50
3. Orientación de los Planos I
de Juntas (JPO)
3.1. Horizontal
I
10
3.2. Buzamiento normal al frente 20
3.3. Dirección normal al frente 30
3.4. Buzamiento coincidente
con el frente 40
4. Influencia
(SGI)
del peso específico
SGI = 25.SG 50 (donde SG
es el peso específico en t/m3)
CE (kg ANFO/t) = 0,004 x BI ó
FE (MJ/t) = 0,015 x BI
De las numerosas experiencias llevadas a cabo en
Australia se ha llegado a la conclusión de que el Factor
de Roca del modelo Kuz-Ram de Cunninghan (1983)
puede obtenerse multiplicando "BI» por 0,12.
o 0.5
U.
Z

entre los índices de volabilidad y los consumos específicos
de explosivo, siendo el explosivo patrón o de referencia
un hidrogel con una velocidad de detonación de
3.800 mis.
TABLA 18.6
TABLA 18.7
4. SISMICA DE REFRACCION
La.s primeras aplicaciones de la sísmica de refracción
al diseño de voladuras fueron llevadas a cabo por
TABLA 18.5
PARAMETRO RANGO DE VALORES
1. Densidad 1,3 - 1,6 1,6 - 2,0 2,0 - 2,3 2,3 - 2,5 >2,5
Ratio 20 15 12 6 4
2. Espaciamiento entre discontinuidades (m) < 0,2 0,2 . 0,4 0,4 " 06 0,6 - 2,0 >2,0
Ratio 35 25 20 12 8
3. Indice de resistencia bajo carga puntual (MPa) < 1 1 - 2 2 - 4 4 - 6 >6
Ratio 25 20 15 8 5
4. Orientación de los planos de discontinuidad Buzando Rumbo con Rumbo Buzando Horizontal
hacia el ángulo normal contra
frente agudo con al el
respecto frente frente
al frente
Ratio 20 15 12 10 6
FACTORES DE AJUSTE VALOR
1. Grado de confinamiento
Muy confinada
-5
Razonablemente libre O
2. Esbeltez del banco
Longitud del barreno/Piedra> 2 O
Longitud del barreno/Piedra < 1,5 -5
Longitud del barreno/Piedra 1,5-2 -2
CONSUMOESPECIFICO
INDICE DE VOLABILlDAD DEEXPLOSVO
(kg/m')
80-85 0,2 - 0,3
60-70 0,3 - 0,5
50-60 0,5 - 0,6
40-50 0,6 - 0,7
30.40 0,7 - 0,8
Broadbent (1974), Heynen y Dimock (1976), que relacionaron
el consumo específico de explosivo con la
velocidad sísmica de propagación. Fig. 18.6.
0.3
,o
lJ..
Z

5. TECNICAS GEOFISICAS DE SONDEOS DE
INVESTIGACION
La realización de sondeos de investigación con o sin
recuperación de testigo para proceder a su testificación
geofísica tiene los siguientes inconvenientes:
Tiempo invertido importante y coste elevado.
Equipo de perforación y testificación adicional.
Por ello, este procedimiento no es usual en las explotaciones,
salvo en zonas donde vayan élconstruirse
instalaciones importantes: plantas de tratamiento,
parques de almacenamiento, etc., o en aquellos casos
donde la instrumentación está infrautilizada y puede
emplearse con otros fines, como es el de arranque de
rocas con explosivos.
6. TESTIFICACION DE LOS BARRENOS DE
PRODUCCION
Este procedimiento es relativamente simple, rápido y
seguro, ya que se estudia la totalidad de la voladura y
sólo requiere la inversión en el equipo de testificación.
Los avances tecnológicos que se han producido en
la fabricación de aparatos de testificación permiten
determinar actualmente:
- La posición de estratos de material blando, como
capas de carbón o intercalaciones de materiales
alterados.
- Variaciones en la resistencia de las rocas, y
- El espaciamiento de juntas y planos de discontinuidad.
Los métodos de testificación más usuales son:
- Velocidad sónica.
- Densidad.
- Radiación natural.
- Calibre.
En la Fig. 18.7 pueden verse las respuestas obtenidas
en una formación con una intercalación dura.
Actualmente, hay pocos datos disponibles para correlacionar
los valores obtenidos en las diagrafías con las
características de la excavación. No obstante, Hagan y
Gibson (1983) establecieron, basándose en su experiencia,
la clasificación de la Tabla 18.8.
232
ROCADE
DUREZA MEDIA r
~.
"\
DENSIDAD
\ \
{ §
¡
GAMMA
NATURAL
I
1
f ,1
1 1,
r
j
¡ j
r
" d
i
,f
:f
..-r
f
-{ ~~
r
CALIBRE
\'1
\
f 1
(
Figura 18.7. Ejemplo de diagraflas obtenidas y distribución
de cargas de explosivo en presencia de un nivel de
roca dura (Hagan y Gibson).
VELOCIDAD
SONICA
(mis)
< 1.500
1.500.2000
2.000 - 2.500
2.500 - 3.000
> 4.500
TABLA 18.8
CARACTERISTICAS DE LA EXCAVACION
!
,
~
Estratos excavables por mototrailIas,
grandes dragalinas, excavadoras o
rotopalas sin voladuras.
Ripado fácil. Excavación de estratos sin
volar, algo difícil para dragalinas, excavadoras
o rotopalas.
Ripado algo costoso. Voladuras lig&ras
(e. g. grandes esquemas, grandes
longitudes de retacado, bajos consumos
específicos) pueden ser necesarias para
las grandes dragalinas, excavadoras o
rotopalas.
Se precisan voladuras ligeras.
Se precisan voladuras fuertes
(e. g. esquemas de perforación cerrados,
pequeñas longitudes de retacado, altos
consumos específicos).
7. CARACTERIZACION DEL MACIZO RO-
COSO DURANTE LA PERFORACION DE
BARRENOS
Existen en la actualidad aparatos que se han desarrollado
para determinar el rendimiento de la perforación.
Por ejemplo, el sistema Empasol, fabricado por la
empresa francesa Soletanche, el norteamericano
G.L.I., etc.
La utilización de estos sistemas permite:
- Evaluar el rendimiento del equipo y método de
perforación utilizado.

- Ayudar a la planificación minera.
- Detectar fallos en la perforadora y el manejo inadecuado
de la máquina, y
- Constituye una herramienta de investigación, tanto
en la optimización de la perforación Fig. 18.8,como
en la detección de pequeñas variaciones en las
propiedades de las rocas.
Figura 18.8. Efecto del empuje y la velocidad de rotación
sobre el coste de perforación.
Este sistema es el más interesante ya que la inversión
a realizar es pequeña y permite obtener los datos durante
la propia perforación.
Los registradores pueden controlar diversas variables
entre las que destacamos:
- Presión del aire comprimido.
- Par de rotación.
- Empuje sobre la boca.
- Velocidad de rotación.
- Velocidad instantánea de penetración.
- Vibraciones en el mástil.
- Esfuerzos de retención de la sarta de perforación.
- Aceleración producida por la energía reflejada por
el terreno, y
- Tiempo de perforación.
Los valores registrados permiten obtener una imagen
completa de la respuesta del terreno. Algunos índices
que se utilizan en la actualidad son los siguientes:
"
a) Indice de energía de rotación
donde:
IE=~Nr VP
"70
Tr = Par de rotación:
Nr = Velocidad de rotación.
VP = Velocidad de penetración.
b) Indice del grado de alteración
donde:
lA = 1 + !..
Eo
VP
VPo
E = Empuje sobre la boca de perforación.
VP = Velocidad de penetración.
Eoy VPo= Valores máximos de E y VP.
c) Indice de resistencia del terreno a la perforación
donde:
IR = E x ~ VP
E = Empuje sobre la boca.
Nr = Velocidad de rotación.
VP = Velocidad de penetración.
Los parámetros más interesantes son lavelocidad de
penetración y el par de rotación. 'En rocas con alta
resistencia a la compresión se obtendrán velocidades
de penetración pequeñas ylos pares de rotación serán
relativamente altos, salvo que exista un espaciamiento
de fracturas pequeño en comparación con el diámetro
del barreno.
Cuando se atraviesa una capa de arena, arcilla, roca
muy alterada o fisurada, la velocidad de penetración
aumentará y se precisará un par de rotación bajo,
siempre que el caudal de aire sea suficiente para evacuar
adecuadamente los detritus. El empuje y el par de
rotación se combinarán para obtener el rendimiento
óptimo.
Cuando se realiza la perforación de estratos con
resistencias muy variables, se observarán variaciones
importantes de la velocidad de penetración. Fig. 18.9.
Este tipo de registro reflejará:
- La facilidad relativa con que la roca va a.ser fragmentada
en la voladura, y
- La distribución de explosivo correcta para obtener
unos resultados óptimos.
A continuación, se analizan los campos de aplicación
de esta técnica en distintos tipos de yacimientos.
233

,,~c~ ~,,~,-,c"'~"'~
RETACADO
~
CARGA
CARGA
j ROCA DURA
~¡
"
"-
VELOCIDAD DE
PENETRACION
Figura 18.9. Formaciones con resistencias variables (Hagan
y Reid).
7.1. Yacimientos de carbón
En los yacimientos de carbón, el recubrimiento está
constituido normalmente por estratos que tienen resistencias
muy variables y por ello, esta técnica de
monitorización tiene un futuro muy esperanzador.
Los datos que se obtienen de las diagrafías son:
- Los espesores de las capas que poseen distintas
resistencias.
- La profundidad exacta del techo y muro del carbón.
Cuando un estrato competente yace bajo una zona
alterada del mismo material o de un sedimento no
consolidado, será necesario cargar sólo el tramo inferior
por debajo del contacto. Fig. 18.10.
CAPA
SEDIMENTOS BLANDOS
RICOS EN ARCILLAS
ESTRATO
COMPETENTE
Figura 18.10. Distribución de carga en estrato duro con zona
de alteración (Hagan y Reid).
Donde existe un estrato potente de material blando o
muy deformable, por ejemplo arenas, entre otros de
roca competente, si se hace una carga continua a lo
largo de un barreno:
234
¡
- Los gases se expandirán rápidamente hacia la zona
deformable, y
La caída rápida de la presión del gas en la capa
competente provocará una mala fragmentación,
escaso esponjamiento y desplazamiento de la pila.
La colocación de un retacado en el nivel blando,
evita el descenso brusco de presión y el dispendio
subsiguiente de la energía de la explosión.
ESTRATO
SLAN DO
-----
RETACADO
~EXPLOSIVO
RETACADO
INTERMEDIO
EXPLOSIVO
Figura 18.11 Localización del techo de la capa de carbón y
empleo de retacados intermedios al nivel de una intercalación
blanda.
7.2. Yacimientos metálicos
En este tipo de explotaciones se pueden dar los
siguientes casos:
a) Voladuras en el contacto estéril-mineral.
En la Fig. 18.12 se ve un tajo de voladura que contiene
estéril de resistencia media, mineral alterado y
mineral de alta resistencia.
FRENTE
. . . . . \. \, . . . .
. . . . . . \. . . .
ESTERIL . . . MINERAL \ MINERAL DURO
. . .J. . .
BLANDO /
. . .
\
e e e le
Figura18.12. Voladura en un tajo con tres materiales de
caracteristicas diferentes (Hagan y Reid).
En un caso tan complejo es posible modificar el
esquema de perforación, pero ello requeriría un reconocimiento
de los contactos previo al replanteo de la
voladura. El procedimiento más adecuado consiste en
estandarizar el esquema de perforación y modificar la
carga de los barrenos de acuerdo con un registro de la
velocidad de penetración, tal como se indica en la Fig.
18.13.
El empleo de este sistema aporta las siguientes ventajas:
- Evita un gasto excesivo de explosivo en formaciones
blandas.
I

Q
"
Q
¡¡
Z
::>
"o'"

- Cargar adecuadamente los barrenos que intersectan
las cavidades con espaciadores.
Cargar los barrenos adyacentes con explosivos de
alta potencia para compensar la pérdida de energía
que provocan las citadas oquedades.
8. INTENTOS DE CORRELACION DE INDICES
DE PERFORACION CON LOS PARAME-
TROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS
Teniendo en cuenta que la perforación de una roca
constituye un proceso de rotura de la estructura de la
misma en el que influyen numerosos factores geomecánicos,
parece lógico que el diseño de las voladuras
debiera basarse en los índices de perforación.
En este sentido, se han desarrollado los siguientes
trabajos de investigación:
- Praillet (1980).
- Leighton (1982) con el índice "R.O.I.»
- López Jimeno, E. (1984) con el índice «Ip».
8.1. Praillet
R. Praillet calcula la resistencia a compresión de la
roca a partir de la velocidad de penetración, empuje,
velocidad de rotación y diámetro. A continuación, mediante
una ecuación de tercer grado, determina el valor
de la piedra en función de:
- Altura de banco.
- Densidad de carga del explosivo.
- Velocidad de detonación del explosivo.
- Longitud de retacado.
- Resistencia a la compresión.
- Constante que depende del tipo de máquina de
carga empleada: excavadora de cables o dragalina.
La ventaja de este sistema es que calcula el esquema
de perforación en función de variables conocidas de
antemano, salvo la resistencia a compresión que debe
ser estimada de datos previos.
Por el contrario, el inconveniente es que dado que la
resistencia a compresión es determinada a partir de los
parámetros de perforación, el esquema se establece
después de haber perforado algunos barrenos, por lo
que el método sólo es válido en formaciones muy homogéneas.
8.2. Indice R.a.!.
Mathis (1975) propuso un índice que denominó
"R.O.I.» (Rock Ouality Index):
236
01 - E-
t
R. ..- hL
donde:
Eh = Presión hidráulica de la perforadora.
t = Tiempo de perforación del barreno.
L = Longitud del barreno.
La primera aplicación práctica del "R.O.I.» fue desarrollada
por Little (1975), intentando correlacionar
los datos de la perforación rotativa con el diseño geotécnico
de los taludes finales de las cortas.
La investigación llevada a cabo demostró una escasa
fiabilidad debido a las técnicas de registro y a la falta de
sensibilidad en cambios de litologia muy próximos.
Leighton (1982) procedió a una identificación de
las rocas existentes en la mina de Afton (Canadá)
mediante el «R.O.I.» utilizando una perforadora rotativa
S.E. 40-R trabajando a 229 mm (9") de diámetro.
A continuación, hizo un estudio de correlación entre
el "R.O.I.» y el consumo específico óptimo de explosivo
para las voladuras de contorno, obteniendo un
coeficiente de correlación r = 0,98. Fig. 18.16, para la
siguiente curva ajustada.
donde:
Ln(CE) - R.O.!. - 25.000
7.200
CE = Consumo específico (kilogramos de ANFO/
tonelada).
R.O.!. = Indice de Calidad de la Roca (kPa.min/m).
"-
E
c:
E
o 8.000
O-
:.::
8 7..000
o
a::
--' :5 6.0.0.0
e w
a:: o
~ ~ 5..0.00'
o
--1
~
U
w
o
w
4.000.
S2 3.000'
o
Z
2.26.0 .
.o
Ln CCE.)=RQI- 25.000
7.20.0
o
o/
11. .
.0.02 .0..04 .0..06 .0..08
A BUENas RESULTADas
o DIFICULTAD EXCAVAClaN
.PRaYECClaN EXCESIVA y
saBREEXCAVAClaN
CONSUMO ESPECIFICO-ANFO CKg/t)
Figura 18.16. Correlación entre el «R.Q.I.» y el consumo
específico (Leighton).
Pero la utilización del «R.O.I.» presenta las siguientes
limitaciones:
- Se emplea la presión hidráulica de la máquina, por
~0
4

~
~
lo que los datos utilizados dependen del tipo y
modelo de perforadora.
~ - No interviene el diámetro de perforación.
No se tiene en cuenta la velocidad de rotación.
~ De esta forma, los resultados obtenidos en la mina
Afton sólo son utilizables en aquellas explotaciones
donde:
. - Se disponga de una perforadora modelo S.E. 40-R,
y
. - Se perforen barrenos de 229 mm.
Indice de perforación Ip
~ 8.3.
LópezJimeno,E. (1984),teniendoen cuenta las limitaciones
del «R.Q.!.» propuso un índice de caracteriza-
~ ción de las rocas en el que se combinan los siguientes
parámetros de perforación:
~ VP
E
Nr
~ O
= Velocidad de penetración (m/h).
= Empuje sobre el tricono (miles de libras).
= Velocidad de rotación (r/min).
= Diámetro de perforación (pulgadas).
El índice responde a la expresión:
VP
Ip = E x Nr
02
PARTEDIARIO
M AQUINA:
HORAS TOTALES PARO
DE PERFORACION
DIAMETRO'-
Figura 18.17. Parte de perforación.
En el cálculo de este índice hay que tener en cuenta
que:
- El tipo de tricono empleado sea el más adecuado a
la formación rocosa que se pretende perforar.
- Se disponga del caudal de aire de barrido suficiente
para la evacuación correcta de los detritus de
perforación.
- Se eliminen en su determinación los tiempos
muertos de: posicionamiento de la perforadora,
cambios de barras, etc. Es decir tomar la velocidad
neta de penetración.
Para la recopilación de todos los datos se. podrá
utilizar un modelo de parte como el que se indica en la
Fig. 18.17.
Como la velocidad de penetración depende de las
resistencias a compresión, tracción y cizallamiento, el
índice «Ip», que es directamente proporcional a «VP»,
contendrá implícitamente tales características geomecánicas,
pudiéndose correlacionar con el consumo
específico o factor de energía del explosivo empleado
en las voladuras en las que se obtiene una fragmentación
adecuada. Fig. 18.18.
El análisis estadístico de regresión de los datos de
numerosas minas, ha permitido establecer la siguiente
ecuación:
CE (kg ANFO/m3) = 1,124 x e-O.5~2~ Ip (r = 0,92)
w .
--J o :g o W
0 o'" DE.. ..A o'" "
9;> ..o ul-'-
If)W 0° ::> '" .,; " uuá. 0°
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«o
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'3 W", PST "'° D'- .. " Z'"
>.. >'" D.U
d
Z '" .. W'" ;: 8 M O MD
FECHA: - 1.Ji6.
RELEVO'
PAROS OPERACION PAROS MECANICOS ESPECIFICACIONES AVERIAS:
Tiempo traslado operación Hora exacta arranque de la máquona
Tiempo cambio tricDno Tiempo reparaciones ---'-----
Tiempo falta de trabajo Tiempo espera mecánicos
Tiempo limpieza máquina Tiempo engrase
Tiempo trasLado maquinista Tiempo traslado m e canica
Tiempo cambio adaptador Otras causas de paro
JADAS
FIRMA MAQUINISTA.
os SERVACIONES
237

a.
......
4
z
Q

~
t
t
DATOS
t -----
IIIIIIWIIIliIIIUIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIUlIIIIIlliIm¡¡¡;;¡;jF"""=,,,,"
~
------------ , -,.-- "-""--' ., - ,.-.
PROGRAMA DISVOL
CALCULO DE ESQUEMA
------------------
DIAMETRO DE PERFORACIoN
ALTURA DE BANCO
INDICE DE PERFORACION
EXF'LOSIVOS
DENSIDAD DE CARGA
~VELOC. DETONACJON
DIAMETRO DE CARGA
- ~~:~==:'~::
(G/CC) =
(11/5)
(11. M)
~ LONGITUD DE PERFORACIoN = , LONG.
LONG.
RETACADO
RETACADO
SUPERIOR
INTERMEDIO=
=
LONG. SOBREPERFORACIoN
~ LONG.
, LONG.
LONG.
CARGA
CARGA
CARGA
INFERIOR
INFERIOR
SUPERIOR
E-1
E-2
E-2
=
CARGA INFERIOR E-1
~ CARGA SUPERIOR INFERIOR E-2
C A R G A T o TAL
~ F'IEDRA
, ESF'AC 1 AM 1 ENTO
VOLUMEN POR BARRENO
RENDIMIENTO PERFoRACIoN
. CONSUMO ESPECIFICO (ANFO)=
311.00
15.00
0.35
(2)
0.80
4000
311.00
1'1.1'1
M
844.02 (MC)
86.89 (MC/M)
O. 'í] (f
~1.
1'1.
1'1..
(1'1)
(1"1)
(11)
(m
(1"1)
(1-1)
U:Ti)
(I

EQUIPO DE PERFORACION
SELEWONADO
SIMULACION DE LA
FRAGMENTACION(MODELO)
NO
NO
CQNSUMO ENERGEnDO
DE LA VOLADURA
ESQUEMA DE PERFORACION
y TECNlCA O€ VOLADURA
EVALUACION EN CAMPO DE
LA FRAGMENTACION
Figura 18.22. Estructura del modelo de optimización
de costes (L. Jimeno).
9. SISTEMA DE GESTION DE DATOS DE PERFO-
RACION EN TIEMPO REAL
Recientemente, en la mina de carbón de Encasur en
Puertollano se ha puesto a punto un sistema de registro
de datos de operación en tiempo real de una perforadora
rotativa.
El conjunto de variables controladas es:
- Variables todo/nada:
. Motor de la perforada en marcha SI/NO
. Torre abajo SI/NO
. Aire en barreno SI/NO
. Empuje en barreno SI/NO
- Variables analógicas:
. Desplazamiento de la máquina
. Desplazamiento de la cabeza de perforación
. Velocidad de rotación
. Par de rotación
. Fuerza de empuje
Para la obtención de las variables anteriores de forma
automática se han dispuesto sobre la perforadora los
sensores que se indican en la Fig. 18.23.
La configuración final del sistema de gestión se muestra
en el diagrama de bloques de la Fig. 18.24. La estación
central está constituida por un microordenador que
dispone de monitor en color, teclado expandido e impresora,
que dispone además de un interfaz para la comunicación
con el radioenlace.
240
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Figura 18.23. Situación de los sensores en la perforadora.
La unidad móvil sobre la máquina está constituida por
los captado res, la CPU y el transmisor-receptor de
radio. Parte de la información obtenida es mostrada por
el display durante la perforación, para ayudar al operador.
Los datos que aparecen son:
- Profundidad actual del barreno (m)
- Velocidad de penetración (m/s)
- Distancia del tricono al fondo del barreno
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Figura 18.24. Diagrama de bloques del sistema de monitorización
y control de la perforación.
Con la información recibida en la estación central se
elaboran diversos informes: lista de paradas, partes de
relevo semanales o mensuales, etc. Además se obtienen
gráficos analógicos de los barrenos en los que se
representan los sigui~ntes parámetros:
- Velocidad de rotación
- Par de rotación
- Fuerza de empuje
- Velocidad de penetración
- Energía específica de empuje y de rotación
- Energía específica total
Toda la información queda recogida en el disco duro
del microordenador, pudiendo aprovecharse posteriormente
para el diseño de las voladuras, una vez caracterizados
los materiales rocosos perforados.

I
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