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UNIVERSIDAD NACIONAL DE CAJAMARCA Facultad de Ingeniería
Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica
PERFORACIÓN Y VOLADURA-DISEÑO DE MALLA Página 1
INGENIERIA GEOLOGICA
UNIVERSIDAD NACIONAL DE CAJAMARCA
FACULTAD DE INGENIERIA
Curso: PERFORACIÓN Y VOLADURA
Docente: ING. RICHARD EDUARDO ÁNGELES
BAZÁN
Alumnos:
CAJA ROJAS NEYSER CRISTIAN
COLORADO PINEDO CESAR ALFONSO
ROJAS URRUTIA CLUBER MAGAYANI
RUIZ SÁNCHEZ, HEINER
ZAMBRANO CHAILON, Ruth Janeth
CAJAMARCA NOVIEMBRE DEL 2015
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RESUMEN
El presente trabajó enfocado al diseño de malla de perforación y voladura subterránea
aplicando el modelo matemático, es realizado para ejecutar diseños óptimos, es así que;
en el diseño de malla realizado teniendo como datos los diámetros de los taladros de
alivio y de los producción, el RMR y la longitud de de perforación de esa manera mostrar
que el Diseño de malla de perforación y voladura subterránea, puede ser diseñado por el
modelo matemático de áreas de influencia, producto de ello también se presenta un plano
mostrando el área de la sección de la labor (túnel).
INTRODUCCION
El origen de la investigación de diseño de mallas de perforación y voladura subterránea.
Surge en un análisis de área de influencia de un taladro, que se genera en la voladura.
Por lo cual eso fue el objeto para realizar el diseño de malla de perforación y voladura,
utilizando la nueva teoría para calcular el burden.
Ahora en este trabajo es aplicar los modelo matemático empleado, para conocer el
diseño que se ejecuta en el terreno sea igual o distinto con todos los métodos
matemáticos Los antecedente de la investigación para diseño de mallas de perforación
y voladura, se toman como base las investigaciones de la nueva teoría para calcular el
burden y espaciamiento de perforación y voladura subterránea, dicho esto; es ahi que
radica la importancia de nosotros como estudiantes de geología pero estrechamente
ligados a esta rama de la ingeniería de minas para calcular y hacer el diseño de mallas
de perforación que es muy determinante en todo proyecto de factibilidad..
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INDICE
RESUMEN ............................................................................................................................................ 2
INTRODUCCION................................................................................................................................. 2
OBJETIVOS ......................................................................................................................................... 4
OBJETIVO GENERAL. ........................................................................................................................ 4
OBJETIVO ESPECIFICO. .................................................................................................................... 4
CAPITULO I: DISEÑO DE MALLAS ...................................................................................................... 5
1.1. PARÁMETROS DIMENSIONALES ........................................................................................ 5
1.2. LONGITUD O PROFUNDIDAD DE TALADRO (L) ............................................................. 6
1.3. LA SOBREPERFORACIÓN (SP) ............................................................................................ 7
1.4. LONGITUD DE TACO (T) ..................................................................................................... 8
1.5. ALTURA DE BANCO (H) ..................................................................................................... 8
1.6. BURDEN (B) ......................................................................................................................... 9
FÓRMULA DE ANDERSEN ............................................................................................................ 10
CAPITULO II: DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION ..................................................................... 11
2.1. MODELO MATEMÁTICO DE PEARSE (EJEMPLO: MINA ANTAPITE) ................................ 11
2.2. DISEÑOS VARIOS EN SUBTERRÁNEO. EJEMPLO: MINA ANTAPITE ................................ 12
DISPARO SIMULTÁNEO Y ROTATIVO ......................................................................................... 14
CARA LIBRE ................................................................................................................................. 14
CONCEPTO DE TRAZO ................................................................................................................. 14
CORTE O CUELE ....................................................................................................................... 15
EL NUMERO DE TALADROS ......................................................................................................... 18
CONCLUSIONES............................................................................................................................... 29
RECOMENDACIONES. ...................................................................................................................... 29
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OBJETIVOS
OBJETIVO GENERAL.
Presentar el diseño de malla de perforación y voladura de un túnel, diseñado
aplicando un modelo matemático de áreas de influencia.
OBJETIVO ESPECIFICO.
Calcular el burden y espaciamiento utilizando fórmulas matemáticas.
Calcular la carga explosiva lineal y el retacado en cada taladro.
Representar la malla de perforación en un plano a escala.
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CAPITULO I: DISEÑO DE MALLAS
1.1. PARÁMETROS DIMENSIONALES
Diámetro de taladro (Ø): La selección del diámetro de taladro es crítica
considerando que afecta a las especificaciones de los equipos de perforación,
carga y acarreo, también al burden, espaciamiento distribución de la carga
explosiva, granulometría de la fragmentación, tiempo a emplear en la
perforación y en general a la eficiencia y economía de toda la operación. Para
determinar el diámetro óptimo en la práctica, se consideran tres aspectos:
► La disponibilidad y aplicabilidad del equipo de perforación en el
trabajo proyectado.
► La altura de banco proyectada y la amplitud o envergadura de las
voladuras a realizar.
► La distancia límite de avance proyectado para el banco. Con diámetro
pequeño los costos de perforación y de preparación del disparo
normalmente son altos y se emplea mucho tiempo y personal, pero se
obtiene mejor distribución y consumo específico del explosivo,
permitiendo también efectuar voladuras selectivas.
Por otro lado, si la roca a volar presenta sistemas de fracturas muy espaciadas o
que conforman bloques naturales, la fragmentación a obtener puede ser
demasiado gruesa o irregular. En bancos de canteras y en obras civiles de
superficie los diámetros habituales varían entre 50 y 125mm (2” a 5”) mientras
que en la minería por tajos abiertos varían entre 150 a 310mm (6” a 12”) y llegan
hasta 451mm (15”). El máximo diámetro a adoptar depende de la profundidad
del taladro y, recíprocamente, la mínima profundidad a la que puede ser
perforado un taladro depende del diámetro, lo que usualmente se expresa con la
igualdad:
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Donde:
► L: la mínima longitud del taladro, en pies.
► Ø: es el diámetro del taladro, en pulgadas.
Ejemplo:
► Si Ø = 3, tendremos que L = 2 x 3 = 6 pies. Usualmente el diámetro se
expresa por el símbolo Ø. En forma práctica se puede determinar
considerando que el diámetro adecuado expresado en pulgadas será igual
a la altura de banco en metros, dividida entre cuatro:
1.2. LONGITUD O PROFUNDIDAD DE TALADRO (L)
La longitud de taladro tiene marcada influencia en el diseño total de la
voladura y es factor determinante en el diámetro, burden y espaciado. Es la
suma de altura de banco más la sobreperforación necesaria por debajo del
nivel o razante del piso para garantizar su buena rotura y evitar que queden
lomos o resaltos (toes), que afectan al trabajo del equipo de limpieza y deben
ser eliminados por rotura secundaria. Esta sobreperforación debe ser por lo
menos de 0,3 veces el valor del burden, por tanto:
Donde:
► L: longitud de taladro
► B: burden.
Esta relación es procedente para taladros verticales que son los más aplicados en
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las voladuras de tajo abierto con taladros de gran diámetro, pero en muchas
canteras de pequeña envergadura se perforan taladros inclinados, en los cuales la
longitud de taladro aumenta con la inclinación pero, por lo contrario, la
sobreperforación (SP) disminuye, estimándose por la siguiente relación:
Donde:
► L: longitud del taladro.
► H: altura de banco.
► α: ángulo con respecto a la vertical, en grados.
► SP: sobreperforación.
La perforación inclinada, paralela a la cara libre del banco, al mantener uniforme el
burden a todo lo largo del taladro proporciona mayor fragmentación, esponjamiento
y desplazamiento de la pila de escombros, menor caracterización en la boca o collar
del taladro, menor consumo específico de explosivos y dejan taludes de cara libre
más estables. Por lo contrario, aumenta la longitud de perforación, ocasiona mayor
desgaste de brocas, varillaje y estabilizadores, dificulta la carga de explosivos y
tiende a desviación de los taladros, especialmente con los mayores a 20 m.
1.3. LA SOBREPERFORACIÓN (SP)
Tal como se indicó anteriormente es importante en los taladros verticales para
mantener la razante del piso. Si resulta corta normalmente reproducirán lomos,
pero si es excesiva se produciría sobre excavación con incremento de vibraciones
y de los costos de perforación.
En la práctica, teniendo en cuenta la resistencia de la roca y el diámetro de taladro,
se estima los siguientes rangos:
► Blanda a media De 10 a 11 Ø.
► Dura a muy dura 12 Ø.
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1.4. LONGITUD DE TACO (T)
Normalmente el taladro no se llena en su parte superior o collar, la que se rellena
con material inerte que tiene la función de retener a los gases generados durante
la detonación, sólo durante fracciones de segundo, suficientes para evitar que
estos gases fuguen como un soplo por la boca del taladro y más bien trabajen en
la fragmentación y desplazamiento de la roca en toda la longitud de la columna
de carga explosiva.
Si no hay taco los gases se escaparán a la atmósfera arrastrando un alto porcentaje
de energía, que debería actuar contra la roca. Si el taco es insuficiente, además de la
fuga parcial de gases se producirá proyección de fragmentos, caracterización y fuerte
ruido por onda aérea.
Si el taco es excesivo, la energía se concentrará en fragmentos al fondo del taladro,
dejando gran cantidad de bloques o bolones en la parte superior, especialmente si el
fisuramiento natural de la roca es muy espaciado, resultando una fragmentación
irregular y poco esponjada y adicionalmente se generará fuerte vibración.
Normalmente como relleno se emplean los detritos de la perforación que rodean al
taladro, arcillas o piedra chancada fina y angulosa.
1.5. ALTURA DE BANCO (H)
Distancia vertical desde la superficie horizontal superior (cresta) a la inferior
(piso). La altura es función del equipo de excavación y carga, del diámetro de
perforación, de la resistencia de la roca de la estructura geológica y estabilidad
del talud, de la mineralización y de aspectos de seguridad. En un equipo de carga
y acarreo son determinantes la capacidad volumétrica (m3) y la altura máxima de
elevación del cucharón, además de su forma de trabajo (por levante en cargadores
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frontales y palas rotatorias o por desgarre hacia abajo en retroexcavadoras).
1.6. BURDEN (B)
También denominada piedra, bordo o línea de menor resistencia a la cara libre. Es
la distancia desde el pie o eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana.
También la distancia entre filas de taladros en una voladura. Se considera el
parámetro más determinante de la voladura. Depende básicamente del diámetro
de perforación, de las propiedades de la roca, altura de banco y las
especificaciones del explosivo a emplear. Se determina en razón del grado de
fragmentación y al desplazamiento del material volado que se quiere conseguir.
Si el burden es excesivo, la explosión del taladro encontrará mucha resistencia
para romper adecuadamente al cuerpo de la roca, los gases generados tenderán a
soplarse y a craterizar la boca del taladro. Por el contrario, si es reducido, habrá
exceso de energía, la misma que se traducirá en fuerte proyección de fragmentos
de roca y vibraciones. En la práctica, el burden se considera igual al diámetro del
taladro en pulgadas, pero expresado en metros. Así, para un diámetro de 3” el
burden aproximado será de 3 m, conociéndose como burden práctico a la relación
empírica:
Ø (en pulgadas) = B (en m)
► También se aplican las siguientes relaciones prácticas según Languefors:
B = (0,046 x Ø) (en mm)
Tomando en cuenta la resistencia a compresión de las rocas en taladros de
mediano diámetro, el burden variará entre 35 y 40 veces el diámetro para roca
blanda y entre 33 a 35 veces el diámetro para roca dura a muy dura. Tomando en
cuenta el tipo de explosivo en taladros de mediano a gran diámetro, la relación
será:
► Con dinamita:
En roca blanda: B = (40 x Ø)
En roca muy dura: B = (38 x Ø)
► Con emulsiones:
En roca blanda: B = (38 x Ø)
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En roca muy dura: B = (30 x Ø)
► Con Examon o ANFO:
En roca blanda: B = (28 x Ø)
En roca muy dura: B = (21 x Ø)
► Así por ejemplo, para roca dura a volar con ANFO en taladros de 3” de
diámetro tenemos:
B = 40 x 3 = 120 x 2,54 = 3,05 (igual a 3 m)
► Usualmente se considera:
B = (40 x Ø)
► Otra definición dice que el burden, en metros, normalmente es igual al diámetro de la
carga explosiva en milímetros multiplicado por un rango de 20 a 40, según la roca.
Así por ejemplo: el burden para una carga de 165 mm de diámetro será:
165 x 20 = 3,3 m y 165 x 40 = 6,6 m
FÓRMULA DE ANDERSEN
Considera que el burden es una función del diámetro y longitud del taladro, describiéndola
así:
Donde:
► B: burden.
► Ø: diámetro del taladro, en pulgadas.
► L: longitud del taladro, en pies.
La relación longitud de taladro-burden o altura de banco, influye sobre el grado de
fragmentación.
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CAPITULO II: DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION
En el diseño de la malla de perforación, según los investigadores, la variable más
importante y crítica es determinar el burden.
Existen varios modelos matemáticos para su cálculo, estos modelos han sido
desarrollados para taladros de gran diámetro, pero se pueden aplicar con cierta
aproximación a los taladros perforados en minería subterránea.
2.1. MODELO MATEMÁTICO DE PEARSE (EJEMPLO: MINA ANTAPITE)
Esta teoría utiliza parámetros de roca y del explosivo en el cálculo del burden.
Donde:
B = Burden (pies)
K = Factor de volabilidad de la Roca
(1.96 – 0.27 * Ln (ERQD))
ERQD= RQD * JSF
JSF = Factor de corrección de la calidad de la roca: 0.90
RQD = 15%
P = Presión de Detonación de la carga explosiva (psi): 94 540 PSI
Std = Resistencia a la tensión dinámica de la roca: 526 PSI
D = Diámetro del taladro (pulg): 1.54 pulg
► Donde:
E = Espaciamiento
B = Burden
L = Longitud del taladro (m) 1.60 m
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Burden = 0.45 m
Espaciamiento = 0.85 m
► En el diseño de una voladura de banco se puede aplicar diferentes trazos para la
perforación, denominándose malla cuadrada, rectangular y triangular o alterna,
basándose en la dimensión del burden.
2.2. DISEÑOS VARIOS EN SUBTERRÁNEO. EJEMPLO: MINA ANTAPITE
Principios de diseño de un esquema de perforación alrededor de una abertura central
cuadrada.
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2.3. PLANTILLA DE PERFORACIÓN. GALERÍA 520 – NV. 500. RAMPA
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2.4. PARTES DE UNA MALLA DE PERFORACION
DISPARO SIMULTÁNEO Y ROTATIVO
Cuando se disparan los taladros juntos, se dice que el disparo es simultáneo pero
si se disparan sucesivamente, de acuerdo a un orden de encendido
previamente establecido el disparo será rotativo.
El objeto del disparo rotativo es la formación y ampliación de las
Caras libres, razón por la cual se usa este sistema en los trabajos de la mina, ya
que los frentes sólo presentan uno o dos caras libres.
CARA LIBRE
Es el lugar hacia el cual se desplaza el material cuando es disparado, por acción
del explosivo. La cara libre en un frente es una sola por ello la función del corte
o cuele es abrir otra cara libre, o sea el hueco que forma el corte luego del disparo
es otra cara libre.
CONCEPTO DE TRAZO
Por trazo se entiende a un conjunto de taladros que se perforan en un frente
y que tienen una ubicación, dirección, inclinación y profundidad determinadas.
El trazo se hace con el objeto de:
Reducir los gastos de perforación y cantidad de explosivos
Obtener un buen avance
Mantener el tamaño o sección de la labor u n i f o r m e .
Determinar el orden y salida de los taladros
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PARTES DE UNA MALLA DE PERFORACION
CORTE O CUELE
AYUDAS
CUADRADORES
ALZAS
ARRASTRES
CORTE O CUELE
Es la abertura que se forma primero en un frente, mediante algunos taladros que ocupan
generalmente la parte central del trazo, que tienen una disposición especial y son los
que hacen explosión primero, el objeto de hacerse en primer lugar el corte, es
formar una cara libre, a fin de que la acción d e l resto de los taladros del trazo
sea sobre más de una cara libre, con lo que se conseguirá una gran economía en el
número de taladros perforados y en la cantidad de explosivos.
TIPOS DE CORTE O CUELE
Hay varios tipos de corte, que reciben diferentes nombres, según su forma, pero todos
los tipos de corte podemos agruparlos en tres:
CORTES ANGULARES
CORTES PARALELOS
CORTES COMBINADOS
CORTES ANGULARES, se llama así a los taladros que hacen un ángulo con
el frente d o n d e se perfora, con el objeto de que al momento de la explosión
f o r m e n un cono de base (cara libre) amplia y de profundidad moderada que
depende del tipo de terreno; entre los cortes angulares tenemos:
Corte en cuña o corte en V
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Corte pirámide
Corte en Cuña o Corte en
V.
Está formado por 2 ó más taladros que forman una “V”, debe ser perforada en forma
simétrica a ambos lados del eje del túnel, separados por una distancia considerable,
tendiendo a encontrarse en la parte central.
El ángulo que forman los taladros con el frente varía de 60 a 70°.
Es preciso que la profundidad del cuele sea por lo menos 1/12 mas largo que
la perforación del resto de taladros.
Ventajas:
Menor consumo de explosivos.
Perforación relativamente fácil.
Trabaja bien en terrenos suaves y semiduros.
Aplicable a secciones de hasta 6’x7’.
Desventajas:
• El avance máximo que se puede alcanzar es el ancho de la galería.
• Cuanto más largo sea el avance se cae en desviaciones en la perforación.
En terrenos duros se requiere más perforaciones en “V”
60-70°
CORTE EN PIRAMIDE
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Está formado por 3 ó 4 taladros que se perforan y tienden a encontrarse en el
fondo. La voladura formará una abertura parecida a un cono o pirámide
Desventa
ja:
Dificultad en la perforación pues es difícil encontrar el ángulo agudo al
fondo de la perforación.
CORTES PARALELOS
Este corte consiste en perforar tres o más taladros horizontales, que son paralelos
entre si y paralelos al eje de la galería; cuanto más duro es el terreno, estos
taladros deberán estar más cerca uno del otro.
De los taladros que forman el corte o cuele, uno o más se dejan sin cargar con
el objeto de que dejen un espacio libre (cara libre) que facilite la salida de los
otros taladros que están cargados. El cuele de este tipo más usado es el corte
quemado.
CORTE QUEMADO
En estos cueles todos los barrenos se perforan
paralelos y con el mismo diámetro. Algunos se
cargan con gran cantidad de explosivo mientras
que otros se dejan vacíos. Se requiere dejar
suficientes taladros sin cargar con el fin de
asegurar la expansión de la roca. Todos los
taladros del cuele deberán ser 6 pulg. Más
profundas que el resto de los taladros del trazo.
CORTE QUEMADO
Ventajas:
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• Es ideal para terrenos muy duros.
• Permite un buen avance.
Desventajas:
• Tiene el inconveniente de que es difícil perforar los taladros tan cerca
uno de otros y paralelos.
• Requiere más explosivos que un cuele en “V”.
OTROS CORTES DE
PERFORACIÓN
CUELE CILINDRICO EN
ESPIRAL
CUELE COROMANT
EL NUMERO DE TALADROS
Para Terreno suave, se puede usar 3 cortes en “V” horizontales, 3 alzas, 4
cuadradores y tres arrastres, con un total de 16 taladros, para una galería de 8’x7’,
si la galería es de 7’x6’ se podrán usar sólo dos cortes en “V” con lo que
tendríamos 14 taladros.
Para terreno duro, en una labor de 8’x7’ se puede hacer 3 cortes en “V” con 5
ayudas, que con los otros taladros puede hacer un total de 21 a 23 taladros, para
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un frente menor de 7’x6’ se pueden emplear 20 taladros, suprimiendo la ayuda
anterior.
Para terreno muy duro, se usará el corte quemado, formado por taladros
paralelos. Para una galería de 8’x7’ tendríamos: un corte quemado de 6 taladros
en 2 filas, de los cuales 3 se cargan y 3 no se cargan, o, si es demasiado duro 4
se cargan y 2 no se cargan; luego 4 primeras ayudas y después otras 6 ayudas,
que con los demás taladros harán un total de 26, 2 Taladros de Alivio.
PROCEDIMIENTO
1. HALLANDO BURDEN Y ESPACIAMIENTO
∅𝒆𝒒𝒖𝒊 = ∅𝑻.𝒂𝒍𝒊𝒗 × √#𝑻 𝒂𝒍𝒊𝒗𝒊𝒐
Reemplazando:
∅𝑒𝑞𝑢𝑖 = 85𝑚𝑚 × √2
∅𝑒𝑞𝑢𝑖 = 120.21𝑚𝑚
1.1. Encontrando BURDEN y ESPACIAMEINTO 1:
a. BURDEN:
𝐵1 = 1.6 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖
𝐵1 = 1.6 × 120.21𝑚𝑚
𝐵1 = 192.33𝑚𝑚
b. ESPACIAMIENTO
𝐸1 = 𝐵1 × √2
𝐸1 = 192.33𝑚𝑚 × √2
𝐸1 = 272𝑚𝑚
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1.2. Encontrando BURDEN y ESPACIAMEINTO 2:
a. BURDEN:
𝐵2 = 𝐵1 × √2
𝐵2 = 192.33𝑚𝑚 × √2
𝐵2 = 272𝑚𝑚
b. ESPACIAMEINTO
𝐸2 = 𝐵2 × √2
𝐸2 = 272𝑚𝑚 × √2
𝐸2 = 384.67𝑚𝑚
1.3. Encontrando BURDEN y ESPACIAMEINTO 1:
a. BURDEN
𝐵3 = 𝐵2 × √2
𝐵3 = 272𝑚𝑚 × √2
𝐵2 = 384.67𝑚𝑚
a. ESPACIAMIENTO
𝐸3 = 𝐵2 × 1.5 × √2
𝐸2 = 384.67𝑚𝑚× 1.5 × √2
𝐸3 = 576.100𝑚𝑚
1.4. Encontrando BURDEN y ESPACIAMEINTO 1:
a. BURDEN
𝐵4 = 𝐵3 × √2
𝐵4 = 384.67𝑚𝑚 × √2
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𝐵4 = 544.100𝑚𝑚
a. ESPACIAMIENTO
𝐸4 = 𝐵4 × √2
𝐸4 = 544.100𝑚𝑚 × √2
𝐸4 = 769.34𝑚𝑚
2. HALLANDO LA CARGA EXPOSIVA LINEAL
𝑞𝑛 = 55 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖 (𝐵𝑛∅𝑒𝑞𝑢𝑖
)
1.5
(𝐵𝑛 −∅𝑒𝑞𝑢𝑖
2)(
𝑐
0.4) (
1
𝑅𝑊𝑆)𝑘𝑔/𝑚3
RMR c
100-75 0.55
75-40 0.6
40-0 0.7
ENTONCES Q1:
𝑞1 = 55 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖 (𝐵1∅𝑒𝑞𝑢𝑖
)
1.5
(𝐵1 −∅𝑒𝑞𝑢𝑖
2) (
𝑐
0.4) (
1
𝑅𝑊𝑆)𝑘𝑔/𝑚3
𝑞1 = 55 × 0.045𝑚(0.19𝑚
0.12𝑚)1.5
(0.19𝑚 −0.12𝑚
2) (0.6
0.4) (
1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞1 = 55 × 0.045𝑚 × (1.99)(0.13𝑚)(1.5) (1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞1 = 0.69𝑘𝑔/𝑚
ENTONCES Q2:
𝑞2 = 55 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖 (𝐵2∅𝑒𝑞𝑢𝑖
)
1.5
(𝐵2 −∅𝑒𝑞𝑢𝑖
2)(
𝑐
0.4) (
1
𝑅𝑊𝑆)𝑘𝑔/𝑚3
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𝑞2 = 55 × 0.045𝑚(0.272𝑚
0.12𝑚)1.5
(0.272𝑚 −0.12𝑚
2)(0.6
0.4) (
1
1.37)𝑘𝑔/𝑚3
𝑞2 = 55 × 0.045𝑚 × (3.41)(0.212𝑚)(1.5) (1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞2 = 1.96 𝑘𝑔/𝑚
ENTONCES Q3:
𝑞3 = 55 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖 (𝐵3∅𝑒𝑞𝑢𝑖
)
1.5
(𝐵3 −∅𝑒𝑞𝑢𝑖
2)(
𝑐
0.4) (
1
𝑅𝑊𝑆)𝑘𝑔/𝑚3
𝑞3 = 55 × 0.045𝑚(0.38𝑚
0.12𝑚)1.5
(0.38𝑚 −0.12𝑚
2) (0.6
0.4) (
1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞3 = 55 × 0.045𝑚 × (5.64)(0.32𝑚)(1.5) (1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞3 = 4.90 𝑘𝑔/𝑚
ENTONCES Q4:
𝑞4 = 55 × ∅𝑒𝑞𝑢𝑖 (𝐵4∅𝑒𝑞𝑢𝑖
)
1.5
(𝐵4 −∅𝑒𝑞𝑢𝑖2)(
𝑐
0.4) (
1
𝑅𝑊𝑆)𝑘𝑔/𝑚3
𝑞4 = 55 × 0.045𝑚(0.54𝑚
0.12𝑚)1.5
(0.54𝑚 −0.12𝑚
2) (0.6
0.4) (
1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞2 = 55 × 0.045𝑚 × (9.54)(0.48𝑚)(1.5) (1
1.37) 𝑘𝑔/𝑚3
𝑞2 = 12.44 𝑘𝑔/𝑚
3. HALLANDO LONGITUD DE RETACADO:
PARA T1:
𝑇1 = 10 × ∅𝑝𝑟𝑜𝑑
𝑇1 = 10 × 0.045𝑚
𝑇1 = 0.45𝑚
𝐿𝑇 = 𝐿𝐼𝑇 − 𝑇1
𝐿𝑇 = 4.266𝑚 − 0.45𝑚
𝐿𝑇 = 3.816𝑚
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PARA T2:
𝑇2 = 20 × ∅𝑝𝑟𝑜𝑑
𝑇2 = 20 × 0.045𝑚
𝑇2 = 0.9𝑚
𝐿𝑇 = 𝐿𝐼𝑇 − 𝑇1
𝐿𝑇 = 4.266𝑚 − 0.9𝑚
𝐿𝑇 = 3.366𝑚
PARA T3:
𝑇3 = 30 × ∅𝑝𝑟𝑜𝑑
𝑇3 = 30 × 0.045𝑚
𝑇3 = 1.35𝑚
𝐿𝑇 = 𝐿𝐼𝑇 − 𝑇1
𝐿𝑇 = 4.266𝑚 − 1.35𝑚
𝐿𝑇 = 2.916𝑚
PARA T4:
𝑇4 = 40 × ∅𝑝𝑟𝑜𝑑
𝑇4 = 40 × 0.045𝑚
𝑇4 = 1.8𝑚
𝐿𝑇 = 𝐿𝐼𝑇 − 𝑇1
𝐿𝑇 = 4.266𝑚 − 1.8𝑚
𝐿𝑇 = 2.466𝑚
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ANCHO DEL TUNEL A 2.1 m
ALTURA DEL TUNEL H 3.5 m
DIAMETRO DEL TALADRO DE ALIVIO ØTA 85 mm
DIAMETRO DE TALADRO DE PRODUCCION ØTP 45 mm
LONGITUD DE PERFORACION LP 14 ft
RMR
DESVIACION ANGULAR a 13 mm/m
ANGULO DE DESVIACION DE LOS TALADROS DE CONTORNO γ 2 º
ERROR DE EMBOQUILLE e' 22 mm
LONGITUD O PROFUNDIDAD DE LOS TALADROS L 2.16 m
DTA2 DE LOS TALADROS DE ALIVO EQUIVALENTE Ø2 0.06363961 m
N° DE PERFORACIONES 27.11
TALADRO EQUIVALENTE (ØEquiv.) 120.208153
DATOS DEL TUNEL
50
BURDEN (B1) 192.333044 mm
ESPACIAMIENTO (E1) 272.00 mm
BURDEN (B2) 272.00 mm
ESPACIAMIENTO (E2) 385 mm
BURDEN (B3) 385 mm
ESPACIAMIENTO (E3) 816 mm
BURDEN (B4) 544 mm
ESPACIAMIENTO (E4) 769 mm
TALADROS DE
ARRANQUE
TALADROS DE
AYUDA
TALADROS DE
PRODUCCIÓN
CÁLCULO DEL BURDEN Y ESPACIAMIENTO UNIDADES
TALADROS DE
PRODUCCIÓN
𝐵1 = 1.6 ∅ 𝑞𝑢𝑖
𝐸1 = 𝐵1 2
𝐵2 = 𝐵1 2
𝐸2 = 𝐵2 2
𝐵3 = 𝐵2 2
𝐸3 = 𝐵2 1.5 2
𝐵4 = 𝐵3 2𝐸4 = 𝐵4 2
Donde:
a : Desviación angular
L : Profundidad de los taladros
e' : Error de emboquille
Ep = 0.05008703
ERROR DE PERFORACIÓN
𝐸 = ( 𝐿 )
Donde:
f : Factor de fijación, generalmente se toma 1,45 1.45
c´=c + 0,07/B para burden < 1,4 m
B 1.244 m
TALADROS DE ARRASTRE
c´= c + 0,05 para burden ≥ 1,4m0.1296 + 0.6 0.7296
c´
: Constante de roca corregida
: Relación entre el espaciamiento y el burden (Se suele
tomar igual a 1)1S/B
𝐵 = 0 9𝑞1 𝑅𝑊𝑆
𝑐 (𝑆𝐵)
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AT
L
NT 3.79 4
Número de taladros
Donde
: Ancho de la labor (m)
: Profundidad de los taladros
𝑇 = 𝐸𝑅 𝐸 𝑇𝐸𝑅 𝐸 𝑇 2𝐿
𝐵 2
Ξ
AT
NE
SA 0.70 m
Donde
: Ancho de la labor (m)
Espaciamiento de los Taladros
: Número de espacios
𝑆 = 𝑇
𝐸
S´A 0.64 m
El Espaciamiento Práctico para los taladros del Rincón será:
𝑆 = 𝑆 −𝐿
Ba 0.89 m
El Burden Práctico se obtiene a partir de:
𝐵 =𝑆
𝐵− 𝐿 − 𝐸𝑝
TALADROS DE ALZA
K
Sc 0.72 m
Cálculo del espaciamiento entre taladros
Donde:
: Constante , 15 o 16
𝑆 = ∅𝑇𝑝θ
r
L.A. 2.14 m
Cálculo de la longitud del arco
Donde
: Ángulo del arco, en radianes
: radio
𝐿 𝑔 𝑐 =
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NT 2.97 3
Número de taladros
𝑇 = 𝐸𝑅 𝐸 𝑇𝐸𝑅 𝐸 𝐿 𝑔 𝑐
𝐸 𝑐 𝑚
Ξ
Sc
S/B
B 0.79 m
Burden en la Corona
Donde:
: Espaciado entre taladros
: Relacion = 0,8
𝐵 =𝑆 𝑆𝐵
− 𝐿 −𝐸𝑝
TALADROS CORREDORES
f 1.45
B 0.32 m
Cálculo del burden de los hastiales
Donde:
: Factor de fijación, generalmente se toma
: Relación entre el espaciamiento y el burden (Se
suele tomar igual a 1)1.25S/B
: Potencia relativa en peso del explosivo ( referido al
ANFO)1.37
: Constante de roca corregida
c´ c´= c + 0,05 para burden ≥ 1,4m
c´=c + 0,07/B para burden < 1,4 m3.6401 + 0.6 4.2401
𝐵 = 0 9𝑞1 𝑅𝑊𝑆
𝑐 (𝑆𝐵)
𝑅𝑊𝑆
EH 0.40 m
Espacio que queda hacia los hastiales
𝐸 = 𝑇(𝐸4) − 𝐸 𝑐
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RMR-TALADROS
CARGA DEL EXPLOSIVO
EH
S/B 1.25
NT 3.01
Número de taladros (paralelo a los de arrastre)
: Relación entre el espaciamiento y el burden
: Espacio libre hacia los hastiales
Donde:
𝑇 = 𝐸𝑅 𝐸 𝑇𝐸𝑅 𝐸 𝐸
𝐵 𝑆𝐵
2
RMR # TA ØTA mm ØTP mm LT (Pies)
100 - 75 3 20 - 14
75 - 40 2 14 - 12
40 - 0 1 12 - 8100 - 75 3 8 - 675 - 40 2 8 - 6
40 - 0 1 6 - 4
RMR
100 - 75 1.5
75 - 40 1.6
40 - 0 1.7
BURDEN (B1) = ( 1.5 ó 1.6 ó 1.7 ) * ØEquiv.
TALADRO DE ALIVIO TALADRO DE PRODUCCIÓN
EXCAVACIÓN MECANICA
EXCAVACIÓN MANUAL
125 - 80
75 - 50
45 - 41
38 - 34
CARGA DEL EXPLOSIVO POR METRO CUBICO
𝑞𝑛 = 55 𝑇 (
𝑒𝑞𝑢𝑖 )1.5(𝐵𝑛 -
𝑒𝑞𝑢𝑖
2)(
.4)(
1
)Kg/𝑚3
0.702
Donde:
0.045
0.12
B 0.19
c 0.6
CARGA LINEAL EN LOS TALADRSO DE AYUDA
: Concentracion lineal de carga (kg/m)
: Diámetro del taladro de producción (m)
: Diámetro equivalente (m)
1.37
: Burden (m)
: Constante de la roca
: Potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO
𝒒
∅𝑻
∅ 𝒒𝒖𝒊
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1.960
Donde:
0.045
0.12
B 0.272
c 0.6
: Potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO
CARGA LINEAL EN LOS TALADRSO DE ARRANQUE
: Concentracion lineal de carga (kg/m)
1.37
: Diámetro del taladro de producción (m)
: Diámetro equivalente (m)
: Burden (m)
: Constante de la roca
𝒒
∅𝑻
∅ 𝒒𝒖𝒊
4.887
Donde:
0.045
0.12
B 0.38
c 0.6
CARGA LINEAL EN LOS TALADRSO DE PRODUCCIÓN
: Concentracion lineal de carga (kg/m)
1.37
: Diámetro del taladro de producción (m)
: Diámetro equivalente (m)
: Burden (m)
: Constante de la roca
: Potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO
𝒒
∅𝑻
∅ 𝒒𝒖𝒊
12.417
Donde:
0.045
0.12
B 0.54
c 0.6
: Diámetro del taladro de producción (m)
: Diámetro equivalente (m)
: Burden (m)
: Constante de la roca
: Potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO 1.37
CARGA LINEAL EN LOS TALADRSO DE PRODUCCIÓN
: Concentracion lineal de carga (kg/m)𝒒
∅𝑻
∅ 𝒒𝒖𝒊
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CONCLUSIONES
Fue posible diseñar satisfactoriamente la malla de perforación y voladura para un
túnel valiéndose de calcular el burden y espaciamiento de los distintos taladros.
Logramos calcular la carga explosiva lineal en los taladros los cuales son. Con su
respectivo retacado.
Se realizó el plano a escala del área de la sección del túnel, el cual presenta
detalladamente todos los datos entre los taladros.
RECOMENDACIONES.
En los diseños de mallas de perforación se debe de tener en cuenta las áreas de
influencia por cada taladro.
Utilizar los datos requeridos correctamente para obtener buenos resultados y no
asumirlos, como por ejemplo la resistencia de la roca o mineral.
Tener cuidado con la manipulación de todos datos en el diseño de la malla ya que
éstos representaran trabajos eficientes o pérdidas de dinero.