PERFORACIÓN Y TRONADURA · ... almacenamiento y empleo de explosivos en minería ... durante el movimiento. Los factores que elevan la ... el rumbo y el buzamiento de éstas afectan

PERFORACIÓN Y TRONADURA

PROCESAMIENTO DE MINERALES MINERIA NO METÁLICOS

Índice Capítulo I: Clasificación de las rocas por su origen .......................................................... 1 1.1. Propiedades de los diferentes tipos de rocas según su origen ................................. 1 1.2. Unidades de presión ................................................................................................. 1 1.3. Propiedades de las rocas que afectan a la perforación ............................................. 2 Capítulo II: Elementos de perforación .............................................................................. 4

2.1. Energía de perforación .............................................................................................. 4 2.2. Enumeración métodos mecánicos de perforación de rocas rotopercutivos .............. 4 2.3. Componentes principales de un sistema de perforación ........................................... 5 2.4. Perforación rotopercutiva .......................................................................................... 7 2.5. Perforación rotativa ................................................................................................... 9

2.6. Perforación rotativa con tricono ............................................................................... 12 2.7. Perforación rotativa por corte .................................................................................. 12 Capítulo III: Diagrama de perforación ............................................................................. 14

3.1. Fórmula de cálculo de un esquema de perforación y tronadura elemental ............. 14

Capítulo IV: Legislación vigente sobre adquisición, control, almacenamiento y empleo de explosivos en minería. ............................................................................................... 18 4.1. Concepto de explosivo ............................................................................................ 18

4.2. Concepto de detonación.......................................................................................... 18 4.3. Adquisición y control ............................................................................................... 18

4.4. Transporte ............................................................................................................... 19 4.5. Construcción y ubicación de almacenes ................................................................. 19 4.6. Explosivos ............................................................................................................... 20

Capítulo V: Campos de aplicación de los explosivos ..................................................... 22

5. Tipos de explosivos .................................................................................................... 22 5.1. Altos explosivos ....................................................................................................... 22 5.2. Accesorios de tronadura.......................................................................................... 23

5.3. Materias primas ....................................................................................................... 24 5.4. Agentes de tronadura .............................................................................................. 26

Capítulo VI: Sistemas de iniciación de tronaduras a cielo abierto .................................. 28

6.1. Sistema tradicional cordón detonante – apd o dinamita – guía lenta ...................... 28 6.2. Sistema de iniciación cordón detonante - nonel primadet - apd o dinamita - lip ...... 29

Capitulo VII: Parámetros que inciden en el diseño de un diagrama de disparo ............. 30 7.1. Tonelaje de influencia.............................................................................................. 30

7.2. Factor de carga o dosificación (fc) .......................................................................... 31 7.3. Factor de carga para una tronadura de superficie ................................................... 32 7.4. Cálculo número de tiros totales ............................................................................... 33 7.5. Esquema general para el carguío de tiros ............................................................... 33 7.6. Iniciación de conjunto de tiros en minería de superficie .......................................... 35

Capítulo VIII: Campo de aplicación de la tronadura de precorte .................................... 40 8.1. Definición ................................................................................................................. 40 8.2. Espaciamiento y diámetro de perforación ............................................................... 40 8.3. Protección de la línea de precorte ........................................................................... 41 8.4. Taco ........................................................................................................................ 42 8.5. Cálculo factor de carga (gr/mt) ................................................................................ 42


Capítulo IX: Procedimientos de detección de tiros quedados y su eliminación .............. 44 9.1. Tiros quedados ........................................................................................................ 44

9.2. Revisión del área post tronadura ............................................................................. 44 9.3. Detección y notificación de tiro quedado ................................................................. 44 9.4. Medidas adoptadas para eliminación del t.q. .......................................................... 45 9.5. Tronadura del tiro quedado ..................................................................................... 45 9.6. Generalidades de las medidas preventivas ............................................................. 45

En caso de retirar material del taco de un pozo de t.q., se empleará material no ferroso. ....................................................................................................................................... 45


Introducción

Este MANUAL está dirigido a los supervisores de la empresa K+S, su objetivo es ayudar a recordar, actualizar y reforzar los conocimientos ya adquirido. Sin lugar a dudas el buen desempeño laboral se logra en la medida que se consigue compatibilizar eficientemente, el conocimiento, la actitud y el quehacer con el cargo que tienen que desempeñar para de este modo alcanzar los objetivos de la empresa. De esta manera la empresa podrá asegurar que su personal adquiera nuevas competencias a través de la capacitación, logrando alcanzar de este modo los requisitos de las competencias del cargo, en su área de desempeño.


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Capítulo I: Clasificación de las rocas por su origen 1.1. Propiedades de los diferentes tipos de rocas según su origen

Tabla Nº1: Propiedades diferentes tipos de rocas

Tipo de Roca Peso Específico ( ton/mt3 )

Tamaño de Grano ( mm )

Factor de Esponjamiento

Resistencia a la Compresión ( Mpa )

Ígnea Intrusiva

Diorita Gabro Granito

2.65 – 2.85 2.85 – 3.2 2.7

1.5 – 3 2 0.1 – 2

1.5 1.6 1.6

170-300 260-350

Ígnea Extrusiva

Andesita Basalto Riolita Traquita

2.7 2.8 2.7 2.7

0.1 0.1 0.1 0.1

1.6 1.5 1.5 1.5

300-400 250-400 120 330

Sedimentaria Conglomerado Arenisca Pizarra de grano fino Caliza Dolomita

2.6 2.5 2.7 2.6 2.7

2 0.1- 1

1 1 – 2 1 -2

1.5 1.5 1.35 1.55 1.6

140 160-255 70 120 150

Metamórfica Neis Mármol Cuarcita Esquisto Serpentina Pizarra

2.7 2.7 2.7 2.7 2.6 2.7

2 0.1 – 2 0.1 – 2 0.1 – 1

- 0.1

1.5 1.6 1.55 1.6 1.4 1.5

140-300 100-200 160-220 60-400 30-150 150

Tabla Nº 1

1.2. Unidades de presión

- 1kpa=0.14504 lb. / pul2

- 1mpa=145.037 lb / pul2 - 1 bar= 100 kpa - 1 lb / pul2 = 6.895 kpa - 1 lb. / pul2 = 0.0068905 mpa - 1 kg / cm2 = 98.066 kpa - 1 mpa=147.037 lb / pul2 - 1 atmósfera = 101.325 kpa = 10330 kg / mt2 =14.7 psi


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1.3. Propiedades de las rocas que afectan a la perforación Las principales propiedades físicas de las rocas que influyen en los mecanismos de penetración y consecuentemente en la elección del método de perforación son:

1.3.1. Dureza

Se entiende por dureza la resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro. L a dureza de las rocas es el principal tipo de resistencia a superar durante la perforación. Las rocas se clasifican en cuanto a su dureza por medio de la “escala de Mohs”, en la que se valora la posibilidad de que un mineral pueda rayar a todos los que tienen un número inferior al suyo (ver tabla Nº 2). Existe una cierta correlación entre la dureza y la resistencia a la compresión de las rocas.

Tabla Nº 2 Dureza de las rocas

CLASIFICACION DUREZA MOHS RESISTENCIA A LA COMPRESION ( MPA )

Muy dura Dura Medio dura Medio blanda Blanda Muy blanda

+7 6 – 7

4.5 – 6 3 – 4.5 2 – 3 1 - 2

+200 120 – 200 60 – 120 30 – 60 10 – 30

-10

1.3.2. Resistencia

Se llama resistencia mecánica de una roca a la propiedad de oponerse a su destrucción bajo una carga exterior, estática o dinámica.

Las rocas oponen una resistencia máxima a la compresión, comúnmente la resistencia a la tracción no pasa de un 10 a un 15 % de la resistencia a la compresión. Eso se debe a la fragilidad de las rocas.

La resistencia de los minerales depende del tamaño de los cristales y disminuye con el aumento de estos.

1.3.3. Abrasividad

La abrasividad es la capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más duro, en el proceso de rozamiento durante el movimiento.

Los factores que elevan la capacidad abrasiva de las rocas son las siguientes:


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La dureza de los granos constituyentes de la roca. Las rocas que contienen granos de cuarzo son sumamente abrasivas.

El tamaño de los granos.

La forma de los granos, los más angulosos son más abrasivos que los redondeados.

1.3.4. Textura

La textura de una roca se refiere a la estructura de los granos de minerales constituyentes de ésta. Se manifiesta a través del tamaño de los granos, la forma, la porosidad, etc. Todos estos aspectos tienen una influencia significativa en el rendimiento de la perforación. Cuando los granos tienen forma lenticular, la perforación es más difícil que cuando son redondos.

En cuanto a la porosidad, aquellas rocas que presentan una baja densidad y son consecuentemente más porosas tienen una menor resistencia a la trituración y son más fáciles de perforar.

1.3.5. Estructura

Las propiedades estructurales de los macizos rocosos, tales como planos de estratificación, diaclasas, y fallas, así como el rumbo y el buzamiento de éstas afectan a la linealidad de los barrenos, a los rendimientos de perforación y a la estabilidad de las paredes de los barrenos.


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Capítulo II: Elementos de perforación 2.1. Energía de perforación

Fuentes primarias de energía pueden ser:

Motores diesel

Motores eléctricos

En perforadoras con un diámetro por encima de 9 pulgadas está generalizado el empleo de energía eléctrica a media tensión, alimentando la perforadora con corriente alterna mediante cable de cuatro conductores con recubrimiento de goma.

Las perforadoras medianas y pequeñas, que suelen estar montadas sobre camión, pueden ser accionadas por uno o dos motores diesel.

En caso de accionamiento diesel, éste puede efectuarse con el mismo motor que acciona el camión o con un motor independiente. En la actualidad, suele ser más usual y eficiente la segunda configuración, dadas las diferentes características de los motores que se necesitan.

También existen perforadoras diesel – eléctricas diseñadas para minas de gran producción sin infraestructura de energía eléctrica.

Los equipos eléctricos tienen unos costos de mantenimiento de un 10 a un 15% más bajos que los de accionamiento diesel. Estos últimos, son elegidos cuando alrededor de las explotaciones no se dispone de adecuada infraestructura de suministro eléctrico o cuando la máquina va montada sobre camión.

Existe una variedad enorme de sistemas de penetración de rocas, en minería se realiza actualmente, de una forma casi general, utilizando la energía mecánica.

2.2. Enumeración métodos mecánicos de perforación de rocas rotopercutivos

Perforación con martillo en cabeza Rotativos:

Perforación rotativa con tricono

Perforación rotativa por corte


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2.3. Componentes principales de un sistema de perforación

Perforadoras: Es la fuente de energía mecánica

Varillaje: Las ondas de choque producidas por el golpeo del pistón se transmiten al bit a través del varillaje, por lo tanto es un medio de transmisión de la energía mecánica.

Bit: E s aquel componente que está en contacto directo con la roca.

Fluido de barrido: Permite extraer el detrito (resto) del fondo del barreno. Si no se realiza, se consumirá una gran cantidad de energía en la trituración de esas partículas, traduciéndose en desgaste y pérdida de rendimiento, además del riesgo de atascos (ver figura Nº1). El barrido del detritus se realiza con fluido, agua o espuma, que se inyecta a presión hacia el fondo a través de un orificio central el varillaje y de unas aberturas practicadas en las brocas de perforación.

Figura Nº1: Fluido de barrido

El barrido con aire se utiliza en trabajos a cielo abierto, donde el polvo producido puede eliminarse por medio de captadores.

La espuma como agente de barrido se emplea como complemento al aire, pues ayuda a la elevación de partículas gruesas hasta la superficie y ejerce un efecto de sellado sobre las paredes de los barrenos cuando se atraviesan materiales sueltos.

BIT

FLUIDO

Evacuación Detritus

Evacuación Detritus


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El barrido con agua es el sistema más utilizado en perforación subterránea que sirve además para suprimir el polvo. Las velocidades ascensionales para una limpieza eficiente con aire oscilan entre 15 y los 30 mt/seg. Las velocidades mínimas pueden estimarse en cada caso a partir de la siguiente fórmula empírica.

Va = 573 * [( Dr ) / ( Dp + 1 )] * Dp 0.6

Dónde:

Va = Velocidad ascensional (mt. / min.) Dr = Densidad de la roca (gr. / cm3) Dp = Diámetro de perforación (mm)

Ejemplo:

Dr = 2.2 (gr. / cm3)

Dp = 5 mm

Va = ?

Va = 573 * [ ( 2.2 ) / ( 2.2 + 1 ) ) ] * 50.6 = 1034.7 mt./min. Entonces el caudal de aire que debe suministrar el compresor será:

Qa = Va * ( D2 - d 2 ) / 1.27 Siendo:

Qa = Caudal (mt3 / min.)

D = Diámetro del barreno (mt)

d = Diámetros de las varillas (barras) (mt)

Va = Velocidad ascensional (mt / min.)


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Ejemplo:

D = 0.05 mt

d = 0.025 mt

Va = 1034.7 MT/min.

Qa = 1034.7 * (0.05 2 - 0.025 2) / 1.27 = 1.53 mt3 / min. 2.4. Perforación rotopercutiva Fundamento:

Se basa en la combinación de las siguientes acciones: 2.4.1. Percusión Los impactos producidos por el golpeo del pistón originan unas ondas de choque que se transmiten del bit a través del varillaje (en el martillo en cabeza) o directamente sobre ella (en el martillo en fondo). 2.4.2. Rotación Con este movimiento se hace girar la broca para que los impactos se produzcan sobre la roca en distintas posiciones. 2.4.3. Empuje Para mantener en contacto permanente el bit de perforación con la roca, es necesaria una fuerza de empuje suministrada por un motor o cilindro de avance, que debe adecuarse al tipo de roca y bit de perforación. 2.4.4. Barrido El fluido de barrido permite extraer el detrito del fondo del barreno. 2.4.5. Martillo en cabeza La percusión y rotación se producen fuera del barreno, transmitiéndose a través de una espiga y del varillaje hasta el bit de perforación. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico.


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2.4.6. Martillo en fondo La percusión se realiza directamente sobre la broca de perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. El accionamiento del pistón se lleva a cabo neumáticamente. Campo de aplicación: (Diámetros más comunes. Ver tabla Nº 3)

TIPO DE PERFORADORA DIÁMETRO DE PERFORACIO (MM) (CIELO ABIERTO)

MARTILLO EN CABEZA MARTILLO EN FONDO

50 - 127 75 - 200

Tabla Nº 3 Diámetros más comunes

2.4.7. Ventajas principales método rotopercutivo

Es aplicable a todos tipos de roca, desde blandas a duras.

La gama de diámetros de perforación es amplia.

Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a diferentes trabajos y tienen una gran movilidad.

Necesitan un solo hombre para su manejo y operación.

El mantenimiento es fácil y rápido.

El precio de adquisición no es elevado. 2.4.8. Accesorios de perforación rotopercutiva

Roscas. Tienen como función unir las culatas, los manguitos, las varillas y las brocas durante la perforación. El ajuste debe ser eficiente para que los elementos de la sarta se mantengan bien unidos con el fin de conseguir una transmisión directa de energía.

Adaptadores. Los adaptadores de culatas o espigas son aquellos elementos que se fijan a las perforadoras para transmitir la energía de impacto, la rotación del varillaje y el empuje.


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Varillaje. Son aquellos elementos de prolongación de la sarta, generalmente están compuesto por:

-Varillas o barras -Tubos

Manguitos. Sirven para unir las varillas unas a otras hasta conseguir la longitud deseada con ajuste suficiente, para asegurar que los extremos estén en contacto y que la transmisión de energía sea efectiva.

Bit o Brocas. Los bits que se emplean en la perforación rotopercutiva son de 2 tipos.

Bit de pastillas o plaquitas: Están construidas con 4 plaquitas de carburo de tungsteno dispuestas en ángulo recto, mientras que en el bit en X estas plaquitas forman ángulos de 75° y 105° unas con otras.

Bit de botones: Disponen de unos botones o insertos cilíndricos de carburo de

tungsteno distribuidos sobre la superficie de la misma. Se fabrican en diámetros que van desde los 50 mm hasta los 251mm.

2.5. Perforación rotativa Fundamento Las perforadoras rotativas están constituidas esencialmente por una fuente de energía, una batería de barras o tubos, individuales conectadas en serie, que transmiten el peso, la rotación y el aire de barrido a un bit con dientes de acero o insertos de carburo de tungsteno que actúa sobre la roca. 2.5.1. Sistema de rotación Con el fin de hacer girar las barras, las perforadoras llevan un sistema de rotación montado generalmente sobre un bastidor que se desliza a lo largo del mástil de la perforadora.


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En el sistema de rotación Directo puede estar constituido por un motor eléctrico o hidráulico (ver figura Nº2). El primero es el más utilizado en las máquinas grandes, pues aprovecha la gran facilidad de regulación de los motores de corriente continua, en un intervalo de 0 a 100 revoluciones/minutos. El sistema hidráulico consiste en un circuito cerrado con una bomba a presión constante y un convertidor de par con el que se logra variar la velocidad de rotación del motor hidráulico, situado en la cabeza de la sarta de perforación. Este equipo está muy extendido en los equipos pequeños y medianos.

Figura Nº2: Sistema de rotación

2.5.2. Variables que intervienen en la perforación rotativa internas

Empuje sobre la roca: El empuje aplicado sobre la roca debe ser suficiente para sobrepasar la resistencia a compresión de la roca, pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuros o anormales del tricono. La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje, hasta que se llega a un agarrotamiento de los dientes o insertos, o hasta que por la alta velocidad de penetración y el gran volumen de detritus que se produce no se limpia adecuadamente el barreno.

En formaciones duras, un empuje elevado sobre el bit puede producir roturas en los insertos antes de presentarse un agarrotamiento o un defecto de limpieza.

Velocidad de rotación: La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación en una proporción algo menor que la unidad, hasta un límite impuesto por la evacuación del detritus (ver tabla Nº 4).

Motor eléctrico o hidráulico

Cabeza de rotación

Sistema de elevación y empuje

Aire comprimido


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Tipo de roca Velocidad de rotación ( revoluciones/minutos )

Blanda Media Dura

75 -160 60 -80 35 -70

Tabla Nº 4 Velocidad de rotación

Desgaste del bit: Cuando se utilizan triconos de dientes, la velocidad de penetración disminuye considerablemente conforme aumenta el desgaste de la broca.

Diámetro de perforación: La velocidad de penetración es inversamente proporcional al diámetro de perforación (ver gráfico Nº 1).

Gráfico Nº 1 Velocidad de penetración

Caudal de aire: Cuando la perforación se efectúa con menos aire que el necesario para limpiar con efectividad el barreno, se producen los siguientes efectos negativos.

-Disminución de la velocidad de penetración. -Aumento del empuje necesario para perforar - Incremento del desgaste en el estabilizador, en la barra y en el tricono. 2.5.3. Campo de aplicación Los diámetros de los barrenos varían entre 50 a 444 mm, siendo el rango de aplicación más frecuente en minería a cielo abierto de 152 a 311 mm.

AREA DEL BARRENO (MT2)

Velocidad de penetración


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2.6. Perforación rotativa con tricono El trabajo de un tricono se basa en la combinación de 2 acciones:

Indentación: Los dientes o insertos del tricono penetran en la roca debido al empuje sobre la roca. Este mecanismo equivale a la trituración de la roca.

Corte. Los fragmentos de roca se forman debido al movimiento lateral de desgarre de los conos al girar sobre el fondo del barreno.

2.6.1. Tipos de triconos Existen 2 tipos de triconos.

De dientes

De insertos Los triconos de dientes tienen la ventaja de su bajo costo, pues valen la quinta parte que de insertos. Sin embargo, las ventajas de los insertos son:

Mantienen la velocidad de penetración durante la vida del tricono.

Requieren menos empuje para conseguir una velocidad de penetración.

Reducen las vibraciones, produciendo menos fatigas en la perforadora y en el varillaje.

Producen menos pérdidas de tiempo por cambio de brocas y menores daños a las roscas.

2.7. Perforación rotativa por corte Con la aplicación creciente en rajo abierto de los equipos rotativos con tricono, este método ha quedado limitado al campo de las rocas blandas con diámetros generalmente pequeños o medios, en clara competencia con los sistemas de arranque directo. La perforación por corte en los barrenos de producción se realiza con bit cuya estructura dispone de elementos de carburo de tungsteno u otros materiales como los diamantes sintéticos policristalinos, que varían en su forma y ángulo, pudiéndose distinguir los siguientes tipos.

Bocas bilabiales o de tenedor, en diámetros de 36 a 50 mm.

Bocas trialetas o multialetas, en diámetros de 50 a 115 mm.

Bocas de labios reemplazables, con elementos escariadores y perfil de corte escalonado en diámetros desde 150mm a 400 mm.


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2.7.1. Fundamento de la perforación por corte Las acciones de un bit de corte sobre la roca son, según Fish, las siguientes:

Deformaciones elásticas por las tensiones debidas a la deflexión angular del bit y torsión a la que se somete a la misma.

Liberación de las tensiones de deformación, con un impacto subsiguiente del elemento de corte sobre la superficie de la roca y conminución de ésta.

Incremento de tensiones en la zona de contacto bit – roca con desprendimiento de uno o varios fragmentos que una vez evacuados permiten reiniciar el nuevo ciclo.


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Capítulo III: Diagrama de perforación 3.1. Fórmula de cálculo de un esquema de perforación y tronadura elemental Basándose en las fórmulas empíricas de ASH se tiene lo siguiente:

B = (Kb * D) / 12

D: Diámetro de perforación (pulgadas)

B: Burden (pies)

Kb: Factor que depende de las características de la roca y tipo de explosivo empleado (ver tabla Nº 5).

Tabla Nº 5 Características de la roca

TIPODE EXPLOSIVO ROCA BLANDA ROCA MEDIA ROCA DURA

Baja densidad ( 0.8 – 0.9 gr/cm3 )

30 25 20

Densidad media (1 – 1.2 gr/cm3) y potencia media.

35 30 25

Alta densidad (1.3 a 1.6 gm/cm3) y alta potencia.

40 35 30

3.1.1. Profundidad de barreno (L) (ver figura Nº3)

L = Kl * B (Kl = 1.5 – 4) 4.9.2. PASADURA (J) J = KJ * B (Kj = 0.2 – 0.4) 4.9.3. TACO (T) T = Kt * B (Kt = 0.7 – 1) 4.9.4. ESPACIAMIENTO (S) S = Ks * B


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Ks = 2 para iniciación simultánea Ks = 1 para barrenos secuenciados con mucho retardo Ks = entre 1.2 y 1.8 para barrenos con pequeño retardo

Figura Nº3: Profundidad de barreno

Ejercicio práctico

En un trabajo de tronadura se desea remover 35.100 ton de roca, con una densidad in situ de 2.6 ton/mt3 y un diámetro de perforación de 6 pulgadas. Si el banco de explotación tiene un ancho de 30 mts y una longitud de 45 mts.

Se pide: Burden (Kb = 30) Pasadura (Kj = 0.3) Taco (Kt = 0.7) Espaciamiento (Ks = 1.3) Altura de banco Número de tiros totales

H L

J

T


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Desarrollo: B = (Kb * D) / 12 = (30 * 6) / 12 = 15 pies = 4.5 mt. P = KJ * B = 0.3 * 4.5 mt = 1.4 mt. T = Kt * B = 0.7 * 4.5 mt = 3.2 mt. S = Ks * B = 1.3 * 4.5 mt. = 5.9 mt. Volumen banco a tronar = Largo * Ancho * Alto Tonelaje del banco a tronar = Volumen banco a tronar * Densidad in situ de la roca Tonelaje del banco a tronar = (45 mt * 30 mt * Altura banco) * 2.6 ton / mt3 35.100 ton = 3.510 ton / mt * Altura banco De donde:

Altura banco = 10 mt

Sí. Burden = 4.5 mt y Espaciamiento = 5.9 mt, entonces: Nº de tiros a lo ancho = Ancho banco / Burden = 30 mt / 4.5 mt = 6.6 = 7 tiros (ver figura Nº4) Nº de tiros a lo largo = Largo del banco / Espaciamiento = 45 mt / 5.9 mt = 7.6 = 8 tiros Por lo tanto:

Nº de tiros totales: 56


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Figura Nº4: Tiros a lo ancho y a lo largo

Sabemos que en minería la perforación y tronadura de acuerdo a su finalidad se puede clasificar en:

Perforación – Tronadura convencional ( Primaria)

Perforación – Tronadura especiales

Reducción de bolones, patas (secundaria)

Precorte, cuya finalidad es dejar las paredes lisas

30 mt

45 mt

10 mt

CARA LIBRE

S B


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Capítulo IV: Legislación vigente sobre adquisición, control, almacenamiento y empleo de explosivos en minería. 4.1. Concepto de explosivo Es todo elemento o sustancia que bajo ciertas condiciones de iniciación genera un potencial de energía controlable y que se aprovecha en el caso minero, para fragmentar roca. Esta energía que se observa será una función de las materias primas que componen el explosivo. 4.2. Concepto de detonación Es el conjunto de reacción química que ocurre cuando un explosivo cambia de fase, es decir, las fases sólidas y líquidas pasan rápidamente a una fase gaseosa a elevada temperatura, que adquiere una gran fuerza expansiva.

Dentro de los gases que se generan por efecto de esta reacción están, N2, O2, H2, los cuales son comunes para toda reacción química que sigue la descomposición del explosivo. Si consideramos el anfo, explosivo primario más usual en la minería, se tiene:

3nh4no3 + 1ch2 co2 + 7h2o + 3n2 4.3. Adquisición y control Artículo 56° La adquisición de explosivos quedará sujeta a lo dispuesto por la ley sobre control de armas y explosivos y sus reglamentos complementarios, del ministerio de defensa nacional. Artículo 57° El control de calidad, desde el punto de vista de la seguridad para su uso y manipulación, será ejercido por el instituto de investigaciones y control del ejército, en su carácter de banco de pruebas de chile, en conformidad a lo establecido en el decreto n° 241, del 7 de noviembre de 1961, y modificaciones posteriores.

FASE GASEOSA

FASE SÓLIDA

(NITRATO DE AMONIO)

FASE LÍQUIDA (PETRÓLEO)


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Artículo 58° El control del transporte, uso y manejo de los explosivos en el interior de las faenas fiscalizadas por el servicio, es de competencia exclusiva de este organismo. 4.4. Transporte Artículo 59° El transporte de explosivos y su equipamiento cumplirán, en la vía pública, con las normas del reglamento complementario citado en el artículo anterior y con las del instituto nacional de normalización; pero, dentro de las faenas fiscalizadas por el servicio, se aplicarán las disposiciones del presente reglamento. Artículo 60° Cuando se empleen camiones u otros vehículos para el transporte de explosivos en las faenas mineras, la distancia mínima entre dos de ellos será de cien (100) metros y su velocidad máxima de sesenta (60) kilómetros por hora en pavimento, de cuarenta (40) kilómetros por hora en camino de tierra, y de veinte (20) kilómetros por hora en túneles de minas subterráneas. Artículo 61° El sistema eléctrico del equipo de transporte deberá ser a prueba de chispas y su carrocería mantenerse a tierra mediante empleo de cadena de arrastre o cualquier otro sistema. La posibilidad de chispas por rozamiento será eliminada aplicando al camión o vehículo un revestimiento interno de aluminio, cobre, goma o madera, con fijación de metal no ferroso. En lo posible, el trayecto no deberá incluir cruce con instalaciones de alta tensión ni ejecutarse con riesgo de tempestad eléctrica. Artículo 62° Solamente podrá utilizarse el ochenta por ciento (80%) de su capacidad de carga de un camión u otro vehículo para el transporte de explosivos; pero se podrá utilizar el cien por ciento (100 %) en los casos autorizados por el servicio. 4.5. Construcción y ubicación de almacenes Artículo 82° La construcción y ubicación de los almacenes y el almacenamiento de explosivos deberán cumplir con las normas legales vigentes.


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Artículo 83° Los equipos para las voladuras (tronaduras o disparos) y las herramientas de carguío del disparo, no se deben guardar en los almacenes de explosivos, sino en recintos construidos de modo que se mantengan en buenas condiciones de trabajo. Artículo 84° Todo almacén de explosivos deberá ser ubicado y protegido de tal manera que prevenga los impactos accidentales de vehículos, rocas, rodados de nieve, bajadas de aguas u otros objetos. El piso y el techo de cada almacén de explosivos y el área que lo rodea deberán mantenerse limpios, secos y libres de partículas o elementos explosivos. Artículo 85° En el almacenamiento de mezclas explosivas en base a nitratos deben tomarse las mismas precauciones de seguridad que las que se adoptan con los altos explosivos a base de nitroglicerina. 4.6. Explosivos Artículo 327° En minas a tajo abierto deben suspenderse las operaciones de tronaduras con encendido eléctrico, cuando soplen vientos a velocidades superiores a cien kilómetros por hora (100 Km/hr.). Artículo 328° Si se aproximan tormentas eléctricas, deberá ser detenido el uso de explosivos y cualquier manejo de ellos; todo el personal que esté en el área deberá inmediatamente refugiarse en un sitio seguro, el cual debe hallarse previamente indicado. Artículo 330º- Las tronaduras se darán a conocer por medios sonoros, que indiquen a los trabajadores tanto la iniciación de los tiros como la cesación del peligro.


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Artículo 331° Se prohíbe en el área de carguío toda otra actividad ajena a la operación de carguío con explosivos. El administrador determinará el área donde no se podrán ejecutar otros trabajos simultáneos a la operación de carguío. El área deberá ser convenientemente señalizada, usando los colores negro y amarillo.


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Capítulo V: Campos de aplicación de los explosivos 5. Tipos de explosivos 5.1. Altos explosivos Son todas aquellas mezclas explosivas que pueden detonar con una fulminante n° 8. Algunos de los explosivos más usados en faenas mineras a cielo abierto son: 5.1.1. Dinamitas En Suecia en 1865, Alfredo Nobel encontró que si la nitroglicerina se mezclaba con un material inerte (almidón, aserrín, pulpa de papel, afrecho, etc.); este producto resultante era más seguro de manejar y mucho menos sensitivo al choque, fricción y el calor. 5.1.2. Emulsiones Estas por lo general consisten en gotas microscópicas de soluciones oxidantes sobre enfriadas dispersas en un aceite y estabilizadas por un agente emulsificante. 5.1.3. Booster o a.p.d Producto a base de pentrita (PETN) y trinitrotolueno (TNT), mezcla a la que se denomina pentolita. Su alta densidad, velocidad y temperatura tienen su efecto en una elevada presión de detonación, resultando una energía óptima para la iniciación. 5.1.4. Cordón detonante Es un cordón redondo y flexible que contiene un centro de alto explosivo, normalmente PETN, dentro de una cubierta reforzada y a prueba de agua. Su principal uso es la transmisión a distancia de una onda de detonación mediante la detonación del mismo cordón. 5.1.5. Mecha de seguridad Es un accesorio del sistema de iniciación a fuego, su finalidad es transmitir energía calórica desde un punto a otro, a través de la combustión del núcleo de pólvora, en un tiempo determinado. Tiene excelentes características de resistencia a la tracción, flexibilidad e impermeabilidad.


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5.2. Accesorios de tronadura Explosivos usados en tronadura como elemento de iniciación, propagación y retardo: sensibles al choque, fricción y/o calor. Transfieren la señal de iniciación de pozo a pozo en un tiempo preciso. Transforman una energía inicial baja, en onda de detonación capaz de producir reacción química y explosión del explosivo. 5.2.1. Detonador Es un alto explosivo diseñado como accesorio para iniciar, en forma segura y precisa, distintos tipos de cargas explosivas; mediante un sistema simple constituidos por 4 elementos ubicados secuencialmente, con algunos dispositivos complementarios destinados a conectar, sellar y proporcionar las especificaciones del producto. Existen dos tipos de detonadores:

Eléctricos y no eléctricos Sus componentes son:

Elemento transmisor

Elemento de retardo

Carga explosiva

Cápsula 5.2.2. Conector de superficie Alto explosivo en forma de accesorio del sistema de iniciación no eléctrico de cargas explosivas. Este produce un retardo en líneas troncales de cordones detonantes. Existen 2 tipos de conectores de superficie: Unidireccional: El detonador va alojado a una pieza plástica que permite conectarlo al cordón detonante, esta conexión se realiza considerando la dirección de fuego de la troncal, ya que el retardo funciona en un sentido.


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Bidireccional: La conexión se realiza en los dos extremos del conector, sin considerar la dirección de fuego de la troncal, ya que el retardo funciona en ambos sentidos. 5.2.3. Tubo de choque Son sistemas de transmisión de señal no eléctrica, instantánea y no disruptiva. Este detona dentro de un tubo de plástico que contiene una pequeña capa de material reactivo en su interior (h.m.x. + al). Este material reactivo propaga una onda de choque o de detonación sin ruido. Pueden ser iniciados con cordón detonante y/o fulminante detonador de fuego. Se caracterizan por ser totalmente seguros contra los riesgos elector – estáticos y de radiofrecuencias, no producen ruido en la superficie, no inician agentes explosivos dentro de los pozos, y son capaces de propagar la onda de choque a través de nudos y colas en algunos extremos. 5.2.4. Fulminante a fuego Consiste en una cápsula de aluminio que contiene una carga, otra primaria y un mixto de ignición ubicados secuencialmente, destinados a iniciar cordones detonantes y/o explosivos sensibles a la fuerza nª 8. Es utilizado en conjunto con la guía lenta o mecha de seguridad, la que permite la iniciación del detonador o fulminante. 5.3. Materias primas Son usadas en la fabricación de agentes de tronadura in situ y su finalidad es producir cantidades significativas de energía en la tronadura. Existen 4 materias primas en la fabricación de estos agentes de tronadura: Nitrato de amonio (egan) Emulsión (matriz normal). Petróleo diesel. Aluminio.


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5.3.1. Nitrato de amonio (prillex 2000) A partir del año 1948 el nitrato de amonio es utilizado como base de explosivos industriales por su baja densidad, porosidad y resistencia a la manipulación. Este libera gran cantidad de oxígeno al descomponerse en la reacción y este oxígeno debe ser totalmente consumido durante la detonación, para lo cual se agregan combustibles adecuados (usualmente diesel). Este viene en perlas o prill, siendo las de grado explosivos porosos, distribuyendo así el combustible mejor, resultando un mejor desempeño en las tronaduras. 5.3.2. Emulsión Son gotas microscópicas de soluciones oxidantes sobre – enfriadas en un aceite y estabilizadas por un agente emulsificante que controla su densidad. Estos aceites pueden ser: aceite natural o de vidrio, plástico, resinas, etc. Las emulsiones son muy estables manteniendo sus propiedades por un periodo aproximado a los seis meses; así mismo mantienen sus propiedades en un amplio rango de temperaturas. Siendo estas del tipo agua en aceite, su fase acuosa está protegida, evitándose así su evaporación; a su vez que se inhibe la penetración del agua resultando un explosivo de alta resistencia al agua. 5.3.3. Petróleo El petróleo es utilizado en la fabricación del agente de tronadura que dará origen al explosivo in situ. Estudios realizados dieron como conclusión que el diesel mezclado con perlas porosas de nitrato de amonio, daban como resultados tronaduras más óptimas. Cabe destacar que el petróleo utilizado es el denominado diesel n° 2. No sirve para el motor del camión fábrica. 5.3.4. Aluminio El añadir polvo de aluminio a los agentes explosivos secos se produce cantidades significativas de energía.


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Este es utilizado tanto en un agente explosivo seco o también en un agente explosivo encartuchado. Se utilizan para tronaduras de roca más dura y densa. 5.4. Agentes de tronadura Los agentes de tronadura más usados en el país y en el mundo son 3:

Anfo y anfo aluminizado.

Anfo pesado (blendex).

Emulsiones bombeables y encartuchadas. Estos reúnen las principales ventajas de sus componentes básicos: alta energía, alta densidad, gran resistencia al agua, (excepto el anfo) y seguridad en su manejo. En su preparación se usan materias primas que no son explosivas en sí, el agente se produce in situ solo en el momento de carguío, mediante camiones fábricas auger y/o quadra, especialmente diseñados para el trabajo. 5.4.1. Anfo Se compone de prill de nitrato de amonio y petróleo diesel. Este es fabricado in situ en camiones fábrica y vaciados directamente a los pozos de tronadura, en los porcentajes adecuados por fórmula. Este agente explosivo, no se recomienda para zonas de agua. Sus ventajas son: menor energía, mayor concentración de gases y seguridad en el manejo. El factor de mayor riesgo es el desprendimiento de gases nitrosos, estos producen efectos nocivos cuatro o cinco horas después de haberlo inhalado. 5.4.2. Anfo pesado y/o bombeables Son mezclas de una emulsión en suspensión (matriz) más el anfo. Algunas ventajas son: se fabrican y vacían fácilmente al pozo, alta energía y potencia, alta densidad y resistencia al agua (controlada en tiempo limitado). Las mezclas más usadas son las que tienen una relación emulsión/anfo de: 20/80; 30/70; 40/60; 50/50. Mezclas superiores a 80 % de anfo son prácticamente un anfo (blendex)


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5.4.3. Emulsiones Se aplican en pozos con agua en donde se utiliza o no el bombeo para el desplazamiento del agua. Su objetivo es ser un agente explosivo con una densidad mayor, con el objeto de que se sumerja y resista varias horas en el agua sin perder sus propiedades. Para tal efecto se le adicionan compuestos tales como hierro, aluminio, o matriz gasificada más sensibilizadores especiales. También existen emulsiones de pequeño diámetro y de diámetro intermedio encartuchadas (enaxita, enaline e hidromite respectivamente).


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Capítulo VI: Sistemas de iniciación de tronaduras a cielo abierto 6.1. Sistema tradicional cordón detonante – apd o dinamita – guía lenta Es un sistema que se aplica generalmente en la mediana minería, fundamentalmente pues los costos son más bajos a otros sistemas. El encendido lo lleva a cabo el supervisor, el cual dispone de alrededor de 5 minutos para evacuar el frente, dependiendo de la cantidad de guía lenta (2.2 min/mt).

Ver Anexo: Cordones Detonantes: Pág. 6 – 8.

Cordón Detonante

Fulminante

Guía lenta

Booster

Taco


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6.2. Sistema de iniciación cordón detonante - nonel primadet - apd o dinamita - lip

LIP

Fulminante

Cordón

detonante

Nonel

Primadet

Booster

Taco


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Capitulo VII: Parámetros que inciden en el diseño de un diagrama de disparo 7.1. Tonelaje de influencia Se denomina tonelaje de influencia a la cantidad de roca que es capaz de remover un tiro por sí sólo. Ti = (b * s * hb) * dr situ Ejemplo: B = 2 mt.; s = 2.4 mt.; hb = 15 mt Dr insitu = 2.4 ton / mt3 Ti = (2 * 2.4 * 15) * 2.4 = 172.8 ton.

H

D

B

S

CARA LIBRE

D = Diámetro Perforación S = Espaciamiento B = Burden H = Altura banco Ti = Tonelaje de

influencia


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7.2. Factor de carga o dosificación (fc) Es la cantidad de explosivo a almacenar en un barreno de longitud y diámetro conocido, necesario para remover el tonelaje de influencia, generalmente se expresa en gramos/toneladas. Fc = qe/ti = gramos de explosivo/tonelaje de influencia Qe = volumen de carga * d explosivo confinado Qe = ¼ * 3.14 * d 2 * (ht - t) * d explosivo confinado Ejemplo: Calcular factor de carga para un tiro si: Ht = 16 mt. (1600 cm.) t = 2 mt (200 cm.) d = 3 pulgadas (7.62 cm.); densidad Anfo confinado = 1.2 gr./cm3; ti = tonelaje de influencia = 172.8 ton. Qe = 1/4 * 3.14 * (7.62) 2 * (1600 - 200) * 1.2 = 76.575,33 gr., anfo

ALTURA

BANCO Ht

T

D

CEBO


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Si consideramos que el cebo tiene una masa de 120 gramos, entonces: Fc = (76.575,33 + 120)/172.8 = 443,84gramos explosivo/toneladas de roca 7.3. Factor de carga para una tronadura de superficie Tb = tonelaje banco (toneladas) = (hb * ab * lb) * densidad in situ roca Qt = consumo total de explosivo en una tronadura = n * qe Dónde: N = número de tiros totales Qe = consumo explosivo por cada tiro Por lo tanto: Factor de carga total = qt/tb

Lb

Ab

Hb

B

S


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7.4. Cálculo número de tiros totales 4.4.1. Número de tiros a lo ancho de la tronadura (na) Na = ancho banco/burden = ab/b 4.4.2. Número de tiros a lo largo de la tronadura (nl) Nl = largo banco/espaciamiento = lb/s Por lo tanto: Número total de tiros en la tronadura: n = na * nl 7.5. Esquema general para el carguío de tiros T = Taco Ti = Taco intermedio

T

Ti

Qcc

Qcf

D


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Qcc = Carga de fondo Qcf = Carga fondo D = Diámetro barreno Qt = Carga total del tiro = qcc + qcf Caso 1 Cuando se una un solo tipo de explosivo: Qcc = 1/3*qt Qcf = 2/3*qt Qt = (3.14/4*d2)*lq*(Densidad explosivo confinado) Lq = longitud de carga Caso 2 Cuando se usan 2 tipos diferentes de explosivos Qcc = (3.14/4*d2)*lqcc*densidad explosivo. Cc Qcf = (3.14/4*d2)*lqcf*densidad explosivo. Cf Dónde: Lqcc = longitud carga de columna Lqcf = longitud carga de fondo


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7.6. Iniciación de conjunto de tiros en minería de superficie En una mina a cielo abierto se distinguen 2 tipos de bancos. Bancos en desarrollo 3 caras libres Abertura de bancos 2 caras libres Estos 2 sistemas de bancos condicionan los sistemas de iniciación que se utilizan para un conjunto de tiros. 3 caras libres: Sistema en diagonal Sistema semicanal con retardo por hoyos (ver: anexo) En banco, salida en diagonal 8 7 6 5 4 3 2 6 5 4 3 2 6 5 4 3 2 1 = conector de superficie

Iniciación

1

0

7


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2 caras libres: Salidas por corridas paralelas a la cara libre Salida en v Lomo toro En banco, salida por corridas paralelas a la cara libre

3 3 3 3 3 2 2 2 2 2 1 1 1 1 1

= conector de superficie

INICIACION

CARA LIBRE


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En banco, salida en “ v ”. 6 5 4 4 5 6 5 4 3 2 3 4 5 4 3 2 1 1 2 3 4 Lomo de toro Tronadura de banco con detonadores primadet (ms) dentro de las perforaciones, y conectores de 17 ms, en la superficie. n° 16 n°15 n°14 n°15 n°16 700 ms 600 ms 500ms 600ms 700 ms 768 651 534 651 768 751 634 517 634 751 734 617 500 617 734 717 600 500 600 717

Cara libre Punto de iniciación


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Ejemplo: En un trabajo de tronadura se desea remover 3500 ton. De roca con una de 2.6 ton / mt3, si el banco en explotación ofrece 3 caras libres, con un ancho de 30 mts. Y una longitud de 45 mt. Se pide: Considerando: Diámetro de perforación = 6 pulgadas. kb = 30 Densidad anfo confinado = 1.15 ton/mt3 Pasadura = 1/3 * burden Taco = 2/3 * burden Espaciamiento = 1.3 * burden. Desarrollo: Burden = kb * diámetro perforación = 15 pies = 4.6 mt 12 Espaciamiento = 1.3 * burden = 1.3 * .6 mt = 5.9 mt. Nº de hoyos a lo largo del banco = 45 mt/5.9 mt = 8 hoyos Nº de hoyos a lo ancho del banco = 30 mt/4.6 mt = 7 hoyos Nº de hoyos totales = 8 * 7 = 56 Pasadura = 1/3 * burden = 1/3 * 4.6 = 1.5 mt Taco = 2/3 * burden = 2/3 * 4.6 mt = 3 mt Altura de banco = ? Densidad = masa/volumen 2.6 ton/mt = 35100 ton/(45 mt * 30 mt * altura banco) Altura banco = 10 mt


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Entonces: Lt = hb + p; lt = 10 + 11.5 mt Longitud de carga = lt - t = 11.5 - 3 = 8.5 mt Consumo de anfo por hoyo = ? Q = (3.14/4 * d 2) * l c * (densidad anfo confinado) Q = (3.14 / 4 * (0.15 mt) 2) * 8.5 mt * 1.15 ton/mt3 = 0.17 ton anfo/hoyo = 170 kg. Anfo / hoyo. Consumo anfo total = 56 * 0.17 ton / hoyo = 9,52 ton. = 9520000 gramos Si consideramos 2 cebos por hoyo: Masa cada cebo = 125 gramos, Entonces: Consumo total cebo = 56 * (2 * 125) = 14000 gr. Factor de carga = (9520000 gr. + 14000 gr.)/(35100 ton) = 271,6 gr./ton. Área de influencia total = Nº de hoyos totales * área de influencia unitaria Área de influencia total = 56 * (burden * espaciamiento) = 1519,84 mt2

Lt

T

P

Hb


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Capítulo VIII: Campo de aplicación de la tronadura de precorte 8.1. Definición Consiste en crear en el macizo rocoso una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar la tronadura primaria, mediante una fila de barrenos, generalmente de pequeño diámetro, y con cargas de explosivo desacopladas. El disparo de los barrenos de precorte se puede realizar simultáneamente con la de producción pero adelantándose un intervalo de tiempo de 90 a 120 ms. 8.2. Espaciamiento y diámetro de perforación El espaciamiento entre barrenos depende del tipo de roca y del diámetro de perforación, y aumenta conforme lo hace en el mismo sentido este parámetro. En tronaduras de precorte se trabaja con una relación espaciamiento/diámetro que oscila entre 8 y 12 con un valor medio de 10. Existe una fórmula empírica propuesta por calder y jackson (1981). S <= d * (pbe + rt + tn) ---------------------------- (rt + tn)

( 1 )

( 2 )

( 3 ) ( 4 ) ( 5 ) ( 6 )

( 7 )

( 8 )

FILA DE PRECORTE

FILAS DE PRODUCCION


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Dónde: S = espaciamiento (mt) D = diámetro (mt) Pbe = presión de barreno efectiva (mpa) Rt = resistencia a la tracción (mpa) Tn = tensiones normales que actúan sobre el plano de precorte (mpa) 8.3. Protección de la línea de precorte Para que el plano de precorte no resulte dañado, se recomienda que la fila de barreno más próxima al precorte, se reduzca el consumo específico de explosivo a casi la mitad del utilizado en una fila de producción, el burden y el espaciamiento disminuyen de 0.5 a 0.8 veces los nominales de la fila adyacente. A esta fila adyacente al precorte se le denomina fila amortiguada.

D

S

Tn:

PBe


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La distancia entre el plano de precorte y la fila amortiguada no puede ser muy pequeña, pues la onda de choque causaría sobreexcavación en el frente proyectado y tampoco puede ser excesivamente grande ya que daría lugar a voluminosos macizos rocosos que exigirían volver a tronar, aumentando los costos de tronadura. La distancia entre el precorte y la última fila oscila entre 0.3 y 0.5 veces el burden de producción. La configuración de la carga en la fila amortiguada consiste en desacoplar el explosivo de forma similar a la fila de precorte.

La secuencia de iniciación de la tronadura amortiguada debe establecerse de modo que la última fila encuentre unas condiciones de confinamiento mínimas para que pueda salir con facilidad, sin dañar el precorte. 8.4. Taco En rocas competentes, la longitud de retacado oscila entre 6 y 10 veces el diámetro y se realizará con el propio detrito de la perforación. En formaciones rocosas que se encuentren muy alteradas, es algunas veces beneficioso reducir el retacado a un mínimo o suprimirlo, con el objeto de permitir un escape rápido de los gases y preservar así la removilización de la roca alterada. Con respecto a los tapones, existen diferentes tipos: neumáticos y químicos. Los primeros son los que más se utilizan, consisten en una cámara de goma que se infla con aire a presión, una vez introducida en el barreno a la profundidad deseada. 8.5. Cálculo factor de carga (gr/mt) La determinación de la densidad lineal de carga de explosivo debe considerar los siguientes factores: Producir una presión de barreno inferior a la resistencia dinámica a la compresión de la roca.

Fila amortigüada

Fila precorte


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Controlar el nivel de vibración generado en la tronadura que induce unas tensiones en la roca susceptibles de producir roturas en la misma. Existe una fórmula empírica para calcular la densidad lineal en forma rápida y aproximada para una tronadura de contorno. Q (kg/mt) = 8.5 * 10(-5) * d2 D = diámetro de perforación en línea de precorte (mm) Ejemplo: Calcular la densidad lineal de carga en una tronadura de precorte perforado con barrenos de 9 pulgadas. Q = 8.5 * 10 (-5) * (228.6 mm)2 Q = 4.44 Kg./mt Estas fórmulas consideran explosivos con densidades medias (1.2gr/cm3) y también para rocas con densidades medias.


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Capítulo IX: Procedimientos de detección de tiros quedados y su eliminación 9.1. Tiros quedados Se definen como tiros cargados con explosivos, que después de una tronadura, no se inician o detonan. Su manipulación está contemplada en el reglamento de seguridad minera (d.s. Nº 140), artículo Nº 68 - 70. También son considerados t.q., toda perforación que contenga restos de explosivos, aun cuando haya detonado parte de la carga colocada inicialmente. Su solución va a depender del mandante, variando según sus requerimientos, teniendo como base el siguiente procedimiento: 9.2. Revisión del área post tronadura Posteriormente a la tronadura, el supervisor / capataz más el representante de tronadura del mandante revirarán el área, cerciorándose la no existencia de t.q. o explosivos en la superficie sin detonar. Confirmada la no existencia de éstos, el supervisor contratista estregará al jefe de tronadura el área ya revisada, quién a su vez la entregará al jefe de turno mina. 9.3. Detección y notificación de tiro quedado Si el supervisor y/o capataz detecta un t.q. o explosivo sin detonar en el área, avisará de inmediato al jefe de turno mina de dicha situación. Si personal no relacionado con el área tronadura lo detecta o sospecha de su presencia, debe de actuar de la siguiente forma: Comunicar al jefe de turno mina el sector de la detección del t.q. Este llamará al supervisor contratista para evaluar la situación en la zona. Confirmada su existencia, el supervisor contratista lo informará al jefe de turno mina, disponiendo de letreros, conos y bandera señalética para evitar el paso de personas y equipos al área, abarcando un radio de 10 mts.


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Los supervisores contratistas y mandante evaluarán si es factible desactivar el t.q. o ser quemado, comunicándolo al jefe de turno mina. En el supuesto de que el t.q. debe ser tronado al día siguiente u horas posteriores, se dejará señalizado y se extremarán las medidas para evitar que dicha área pase a ser una condición insegura para personas y equipos. Finalmente, ambas supervisiones deberán tener un registro en donde sean anotados estos t.q. Además todo t.q. dará origen a un informe de incidente, en el cual se investigarán sus causas y medidas correctivas para así evitar su repetición, esto incluye un informe emitido por la supervisión contratista. 9.4. Medidas adoptadas para eliminación del t.q. Será prioritario tomar las medidas necesarias para que el t.q. sea inmediatamente detonado una vez detectado. Los métodos más seguros para eliminar los t.q. son:

De nuevo con un cebo.

Iniciar con cordón detonante u otro detonador. 9.5. Tronadura del tiro quedado La distancia mínima de evacuación del personal y equipo será de 700 mt. En tronadura de un t.q. se deben de extremar las medidas respecto a las distancias de seguridad en que se evacuará al personal y equipo. Esto porque no se tiene control sobre la cantidad de carga explosiva ni su taco. La iniciación (fuego) se hará con los actuales sistemas de uso. 9.6. Generalidades de las medidas preventivas En caso de retirar material del taco de un pozo de t.q., se empleará material no ferroso. No está permitido perforar cercano a un t.q. Si se detecta una roca con explosivo en un camión de extracción ya cargado, deberá vaciarse su contenido en una cancha y se procederá según lo indicado en el procedimiento para t.q.

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PERFORACIÓN Y TRONADURA · ... almacenamiento y empleo de explosivos en minería ... durante el movimiento. Los factores que elevan la ... el rumbo y el buzamiento de éstas afectan