ES2675807T3 - Voladura de alta energía - Google Patents

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ES2675807T3 ES11768287.2T ES11768287T ES2675807T3 ES 2675807 T3 ES2675807 T3 ES 2675807T3 ES 11768287 T ES11768287 T ES 11768287T ES 2675807 T3 ES2675807 T3 ES 2675807T3
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Geoffrey Frederick Brent
Tapan Goswami
Michael John Noy
Peter Dare-Bryan
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Abstract

Un método de fragmentación y rotura de la roca para la posterior trituración y recuperación del mineral, comprendiendo el método las etapas de perforar barrenos (2) en una zona de voladura (1), cargar los barrenos con explosivos (5,6) y después disparar los explosivos (5,6) en los barrenos en un único ciclo de perforación, carga y voladura, en donde la zona de voladura (1) comprende una zona de voladura de alta energía en la que los barrenos se cargan parcialmente con un primer explosivo (5) para proporcionar una capa de alta energía (12) de la zona de voladura de alta energía que tiene una carga específica de al menos 1,75 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía (12) y en la que al menos algunos de estos barrenos también se cargan con un segundo explosivo (6) para proporcionar una capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía, estando la capa de alta energía (12) debajo de la capa de baja energía, teniendo dicha capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos por debajo de la carga específica de dicha capa de alta energía (12), en la que la etapa de voladura en la zona de alta energía comprende disparar los explosivos (4,5) de manera secuencial en las capas de alta y baja energía, disparando el primer explosivo (5) en la capa de alta energía (12) después del segundo explosivo (6) en la capa de baja energía.

Description

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DESCRIPCION
Voladura de alta energía Campo técnico
La presente invención se refiere a un método de voladura, y en particular se refiere a voladura de alta energía para mineral recuperable.
Técnica antecedente
En minería para minerales recuperables, la voladura proporciona la primera etapa en la rotura y extracción de la roca encajante de su estado inicial en el terreno. Este es el caso tanto si la minería se lleva a cabo principalmente en superficie u operación a cielo abierto, o principalmente en subsuelo u operación de minería subterránea. La voladura para minerales recuperables se puede ejecutar o bien en rocas que principalmente comprenden material de ganga o de recubrimiento o bien en rocas que comprenden menas u otro mineral recuperable que representa concentraciones recuperables del mineral o minerales valiosos que se van a extraer. En algunos casos, las voladuras se pueden ejecutar tanto en minerales de ganga como en minerales recuperables.
La productividad de la mina se puede mejorar mediante la voladura, que logra una rotura y/o movimiento de la roca más eficaz. Esto puede mejorar la eficacia del equipo de minería tal como las excavadoras y el equipo de tracción o de transporte. Además, en el caso de minería de minerales metalíferos, la rotura mejorada de la roca puede llevar a mejoras en la productividad y en el rendimiento aguas abajo de los procesos de trituración y recuperación de menas. En particular, la fragmentación más fina puede mejorar la productividad y el rendimiento de los circuitos de machaque y molienda, que generalmente son las etapas de más costo y energía del procesamiento de la roca para la recuperación de menas. Además del tamaño físico de los fragmentos de la roca, se cree que el debilitamiento de la fuerza estructural inherente de la roca puede mejorar adicionalmente la productividad en el machaque y en la molienda. Por lo tanto, se cree que la creación de macrofracturas y microfracturas en el proceso de voladura contribuye a tal mejora en la productividad de la trituración.
Los estudios Mine to mill han demostrado que aumentos modestos, del orden del 10-20 %, en la carga específica de los explosivos pueden ofrecer un mayor rendimiento en la molienda. Se ha propuesto que aumentos más drásticos, del orden de un factor de 2-10, realmente pueden dar como resultado que la energía de los explosivos realice gran parte del proceso de trituración y lleve a aumentos mucho mayores en el rendimiento de la molienda. El impacto económico de incluso un 10 % en el rendimiento de la molienda es enorme para muchas minas metalíferas o de metales preciosos. Los beneficios adicionales variarán desde reducciones en el consumo de electricidad y las emisiones de gases de efecto invernadero asociados, que también pueden tener un valor económico asociado a los mismos.
Hasta la fecha, la principal limitación para lograr concentraciones de energía explosiva muy altas en voladuras, que se expresan convencionalmente en términos de cargas específicas, han estado principalmente alrededor del control de la elevada energía. Los diseños de voladuras necesitan contener la energía explosiva para evitar las proyecciones de roca, la vibración y el ruido excesivos, y el daño a la infraestructura minera circundante, incluyendo el frente de arranque o la roca intacta restante. En minería subterránea, la rotura de la roca pretende a veces limitarse a las zonas de la mena, por ejemplo, en las galerías ascendentes, sin romper excesivamente la ganga alrededor de la zona de la mena. Si la ganga se rompe en la ladera, entonces disminuye la proporción de mena frente a ganga; un proceso deletéreo conocido como dilución. Además, el daño excesivo a la roca encajante puede llevar a inestabilidad en la mina. También es necesario proteger los túneles de acceso o pasajes subterráneos del daño excesivo.
Por lo tanto, los aumentos en la energía de los explosivos o en la carga específica han estado generalmente restringidos por estos factores. Cuando los diseñadores de la voladura se han esforzado por maximizar la energía explosiva en la voladura para lograr una fragmentación mejorada, los diseños de la voladura se han limitado de manera general a las cargas específicas más altas que evitan las proyecciones de roca y otros incidentes ambientales nocivos.
Por lo tanto, sería una ventaja principal en minería si la voladura efectuase una fragmentación y rotura de la roca que requiera trituración. La presente invención proporciona tal mejora a la vez que asegura de manera simultánea que los efectos ambientales deletéreos de la voladura se constriñen de forma segura.
Tal como se ha señalado anteriormente, los diseñadores de la voladura describen de forma convencional la concentración de energía de los explosivos en voladuras mediante la carga específica. Las cargas específicas típicamente se expresan en términos de la masa de explosivo por unidad de volumen o masa de roca no volada. Por lo tanto, los factores pólvora se pueden expresar como kilogramos de explosivo por banco, o metros cúbicos sólidos de roca no volada (kg/bcm (donde bcm es bank cubic meters o metros cúbicos de banco) o kg/m3). Las cargas
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específicas también se pueden expresar como kilogramos por tonelada de roca no volada (kg/t). Rara vez, las cargas específicas se pueden expresar en términos de volumen de explosivo por unidad de volumen o masa o roca.
También se usan otras unidades, tales como las unidades imperiales de libras de explosivo por pie cúbico de roca no volada (lb/ft3 (donde ft es feet, pie)) o incluso unidades mezcladas tales como libras de explosivo por tonelada de roca. Ocasionalmente, cuando se conoce el contenido energético de los explosivos por unidad de masa, los diseñadores de voladuras pueden expresar las cargas específicas en términos de energía explosiva por unidad de volumen o de masa de roca, tal como por ejemplo, MJ de energía explosiva por tonelada de roca no volada (MJ/t de roca). Debe de entenderse que mientras que las unidades métricas de masa explosiva por unidad de volumen de roca no volada se usan en el presente documento, se pueden usar todos estos sistemas de unidades de forma intercambiable aplicando simplemente los factores de conversión de unidades apropiados, la densidad o el contenido de energía explosiva por unidad de masa.
Convencionalmente, las cargas específicas globales de la voladura describen la masa total de explosivo en el campo de voladura dividida entre el volumen o la masa de roca total en el campo de voladura. Sin embargo, también se pueden usar cargas específicas locales para describir factores pólvora en regiones o zonas de voladuras. En tales casos, una zona puede estar definida por el diseñador de la voladura como una región dentro de ciertos puntos, líneas, planos o superficies geométricas dentro de la voladura. Los límites o perímetros de la voladura normalmente se definen mediante los barrenos más externos o las superficies o bordes libres. Ocasionalmente, se puede añadir una cantidad de roca adicional a los barrenos más externos para definir el campo de voladura o las zonas del mismo. Tal cantidad adicional puede constituir una piedra o espaciamiento de los barrenos más externos. Tales límites también pueden definir los perímetros de las regiones o zonas de voladura. Los extremos de las columnas de los explosivos, o superficies de separación con material inerte de retacado, también se pueden usar como puntos para definir las zonas o capas de voladura. A nivel de barrenos individuales, la carga específica se puede expresar como el contenido de explosivo (en masa o energía) por unidad de volumen de roca que rodea al barreno, es decir, el volumen de roca que va a fracturar el barreno específico en la voladura. Por lo tanto, de manera convencional, la carga específica también se puede expresar como el contenido de explosivos en el barreno (masa o energía) dividido entre el producto de la piedra, del espaciamiento y la profundidad del barreno (o la altura total de la zona de voladura). Los volúmenes de roca calculados de este modo también se pueden convertir a masa de roca multiplicando por la densidad de la roca, cuando se desea expresar la carga específica en términos de masa de explosivo por unidad de masa de roca. Cuando los patrones de barrenos y de carga explosiva en los barrenos son regulares a través del campo de voladura, la carga específica de voladura global será igual a la carga específica localizada o incluso a la carga específica de los barrenos individuales.
Las cargas específicas usadas en las técnicas comunes de voladura, tanto en minería a cielo abierto como en minería subterránea para mineral recuperable, son generalmente del orden de 1 kg/m3 o menos para voladuras de producción. Los ejemplos, definiciones y cálculos de cargas específicas y los métodos convencionales de voladura se pueden encontrar en:
ICI Handbook of Blasting Tables, julio de 1990;
Orica Explosives Blasting Guide, agosto de 1999, ISBN 0 646 24001 3;
ICI Explosives Safe and Efficient Blasting in Open Cut Mines, 1997; y
Tamrock Handbook of Surface Drilling and Blasting.
Los ejemplos de cargas específicas en una técnica de voladura Stratablast® de Orica Mining Services, Australia, se dan en el documento WO 2005/052499.
Ocasionalmente se pueden aumentar las cargas específicas a aproximadamente 1,5 kg/m3, y también hay informes del uso de cargas específicas tan elevadas como 2,2 kg/m3 en algunas minas a cielo abierto. Tales cargas específicas elevadas se han usado rara vez en voladura de producción, para roca muy dura, usando la dureza de la roca y el ajuste del retacado para controlar las proyecciones de roca.
En circunstancias de voladuras especiales en minería subterránea, las cargas específicas pueden ser más elevadas que éstas. Sin embargo, estas circunstancias se han dado en la construcción de pozos mineros, túneles de acceso o pasajes subterráneos, o los llamados pozos de interconexión, contrapozos, ranuras o conductos de extracción de mena para proporcionar conductos para transportar mena fragmentada. Estas situaciones comprenden voladuras en espacios altamente confinados en los que la dilución de la mena no es un problema. Por el contrario, la voladura de mena para mineral recuperable en galerías ascendentes se realiza de forma convencional con cargas específicas por debajo de 1,5 kg/m3 con el fin de no dañar excesivamente la roca intacta circundante o la estructura de la mina o causar una dilución excesiva de la mena fragmentando la ganga que rodea la mena.
Sumario de la invención
Los presentes inventores han descubierto actualmente que es posible lograr cargas específicas mucho mayores y aumentar de este modo las concentraciones de energía explosiva en la voladura de producción, que las que se han empleado de manera convencional a la vez que se contiene la energía de los explosivos de forma segura. Mientras
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que una mayor ventaja de esto es el logro de una fragmentación mejorada de la roca, también puede ser ventajoso en la eliminación de ganga o de roca de recubrimiento, en donde se puede lograr una mayor excavación o eficiencias en minería al influir en el desplazamiento o en la disposición final de la roca.
De acuerdo con la presente invención, se proporciona un método de fragmentación y rotura de la roca para la posterior trituración y recuperación del mineral, comprendiendo el método las etapas de perforar barrenos en una zona de voladura, cargar los barrenos con explosivos y después disparar los explosivos en los barrenos en un único ciclo de perforación, carga y voladura, en donde la zona de voladura comprende una zona de voladura de alta energía en la que los barrenos se cargan parcialmente con un primer explosivo para proporcionar una capa de alta energía de la zona de voladura de alta energía que tiene una carga específica de al menos 1,75 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía y en la que al menos algunos de estos barrenos también se cargan con un segundo explosivo para proporcionar una capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía, estando la capa de alta energía debajo de la capa de baja energía, teniendo dicha capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos por debajo de la carga específica de dicha capa de alta energía, en la que la etapa de voladura en la zona de alta energía comprende disparar los explosivos de manera secuencial en las capas de alta y baja energía, disparando el primer explosivo en la capa de alta energía después del segundo explosivo en la capa de baja energía. Mediante la invención, parte de la propia masa de la roca, la capa de baja energía, se puede usar para contener la energía explosiva de la capa de alta energía, permitiendo usar cargas específicas muy altas. Por lo tanto, tanto en minería a cielo abierto como en minería subterránea, la capa de baja energía puede proporcionar una capa protectora o cobertera de roca, que puede estar no volada en el momento en el que se inicia la capa de alta energía. En una realización, la invención se puede usar incluso en una voladura de proyección o en un tipo de voladura Stratablast® en el que algún material de voladura se somete a una voladura de proyección.
Para los propósitos de la presente invención, la zona de voladura de alta energía se define como la parte de la zona de voladura delimitada por los barrenos más externos cargados con dicho primer explosivo. La capa de alta energía está delimitada por los extremos o las extremidades de las columnas de dicho primer explosivo y planos que unen los extremos comunes (es decir, superior o inferior en relación con las longitudes de las columnas) de las columnas del primer explosivo en los barrenos de la zona de voladura de alta energía. Análogamente, la capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía se delimita por la capa de alta energía y los planos que unen los extremos adyacentes de estos barrenos de la zona de voladura de alta energía cargados con dicho segundo explosivo y de dichos barrenos más externos. En minería a cielo abierto, los extremos adyacentes de los barrenos son extremos del cuello. En minería subterránea, los extremos adyacentes de los barrenos pueden ser los extremos del pie.
En una realización, la capa de baja energía en la zona de voladura de alta energía tiene una carga específica como máximo de 2,0 kg o como máximo 1,5 kg de explosivo por método cúbico de roca no volada en la capa de baja energía. En algunas realizaciones es como máximo 1 kg/m3, por ejemplo como máximo de 0,5 kg/m3 o incluso como máximo de 0,25 kg/m3.
Preferentemente, la capa de baja energía tiene una profundidad o espesor, en la dirección perpendicularmente alejada de la capa de alta energía, de al menos 2 m.
La capa de alta energía de la zona de voladura de alta energía puede tener una carga específica tan alta como 20 o más kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía. En una realización, es al menos de 2 kg/m3 o incluso al menos de 2,5 kg/m3. En otra realización, es al menos de 4 kg/m3, por ejemplo, al menos de 6 kg/m3 o incluso al menos de 10 kg/m3.
Son posibles diversas maneras de logar las capas de alta y baja energía e una zona de voladura de alta energía, tanto si los primeros y segundos explosivos son el mismo o diferentes. Típicamente, se pueden cargar cargas más pequeñas o menos en la capa de baja energía que en la capa de alta energía. Esto puede incluir el uso de más barrenos en la capa de alta energía. También puede incluir no cargar algunos de los barrenos en la capa de baja energía, o usar intercalaciones inertes o retacados o aire en la capa de baja energía.
Se pueden usar explosivos de diferente densidad; usando mayores densidades en la capa de alta energía. Además, se pueden usar explosivos de producción energética variable, teniendo el primer explosivo una mayor energía de voladura por unidad de masa que el segundo explosivo. En particular, el explosivo de mayor producción de energía de choque o rotura por unidad de masa se puede usar en la capa de alta energía. El primer explosivo también puede, o como alternativa, tener una mayor velocidad de detonación de voladura que el segundo explosivo. Por ejemplo, se pueden usar explosivos fuertes como los ANFO en la capa de alta energía y se puede usar explosivo ANFO (siglas de Ammonium Nitrate Fuel Oil, nitrato de amonio-fueloil) en la capa de baja energía.
Otros medios para lograr las capas de alta y baja energía es usar barrenos de diferente diámetro, con diámetros mayores en la capa de alta energía. Por lo tanto, en una realización, al menos esos barrenos en la zona de alta energía cargados tanto con el primer explosivo como con el segundo explosivo tienen una parte del primer diámetro cargada con el primer explosivo y parte del segundo diámetro cargada con el segundo explosivo, y en donde el primer diámetro es mayor que el segundo diámetro. Usando la apropiada tecnología de perforación de diámetro
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variable, sería posible perforar barrenos con un diámetro más pequeño en la capa de baja energía y con un diámetro mayor en la capa de alta energía.
Los primeros y los segundos explosivos se pueden disparar al mismo tiempo. Por lo tanto, por ejemplo, los primeros y los segundos explosivos en un barreno cualquiera se pueden disparar al mismo tiempo. Sin embargo, se cree que es ventajoso iniciar las capas de alta y baja energía de manera secuencial en la zona de voladura de alta energía. La voladura secuencial puede ser en cualquier orden, pero preferentemente el primer explosivo en la capa de alta energía se dispara tras el segundo explosivo en la capa de baja energía.
Como regla general en la voladura secuencial de las capas, se prefiere que cualquier carga de explosivo que se vaya a disparar en una de las capas de alta y baja energía se dispare al menos aproximadamente 500 ms tras disparar la carga más cercana del explosivo en la otra de las capas de alta y baja energía. La carga más cercana del explosivo puede estar en el mismo barreno o en uno adyacente. En particular, en una voladura grande, pero también cuando la vibración de la voladura no es de excesiva preocupación, puede ser deseable de acuerdo con la técnica de voladura secuencial iniciar la voladura en una de las capas de alta y baja energía de la zona de alta energía mientras que la voladura en la otra de las capas de alta energía aún se está iniciando en alguna parte en la zona de voladura de alta energía.
En una realización particular, una primera carga del explosivo que se vaya a disparar en dicha una de las capas de alta y baja energía se dispare al menos aproximadamente 500 ms tras disparar la última carga del explosivo en la otra de las capas de alta y baja energía.
Por lo tanto, en una realización, la capa de alta energía se inicia al menos aproximadamente 500 ms tras la iniciación del disparo de la carga del explosivo más cercano en la capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía. Puede ser incluso más ventajoso iniciar la primera carga en la capa de alta energía al menos aproximadamente 500 ms tras la iniciación del disparo de la última carga de explosivo en la capa de baja energía.
En la voladura secuencial de las capas, el retardo preferido de al menos 500 ms entre la voladura de la primera capa y la voladura de la segunda capa, tanto en relación con la carga de explosivos más cercana en la primera capa o con la última iniciación en la primera capa, puede ser al menos de aproximadamente 2000 ms. En algunos casos, este retardo puede ser más largo, por ejemplo, de más de 5000 ms. Esencialmente, tales retardo largos permiten la rotura completa y el cese de movimiento de al menos la mayoría de la roca de la primera capa, generalmente la capa de baja energía, bien localmente o a través de toda la zona de voladura de alta energía, antes de la iniciación de la segunda capa. Este retardo puede ser incluso más largo, siempre que la voladura sea esencialmente parte de un único ciclo de perforación y de voladura en la mina.
Los detonadores eléctricos de retardo proporcionan los medios de iniciación más eficaces para los fines de la presente invención. Sin embargo, es posible usar medios de iniciación no eléctricos.
El documento WO 2005/052499 desvela la voladura de dos o más capas de roca sin el uso de una capa de alta energía tal como se describe en el presente documento, y sujeto a esta diferencia, se pueden aplicar muchas de las características de las voladuras descritas en ese documento a la presente invención. En una realización, la voladura de acuerdo con la invención está en una mina a cielo abierto en la que los barrenos se extienden hacia abajo y la capa de alta energía está debajo de la capa de baja energía. La voladura del segundo explosivo en la capa de baja energía, o el material no volado en la capa de baja energía, puede dar como resultado una cobertera de material sobre la capa de alta energía.
En esta realización, el primer explosivo en la capa de alta energía se puede compensar, por ejemplo, en hasta 2 m o más, desde un pie de los barrenos en la zona de voladura de alta energía. La parte de estos barrenos entre las capas de alta energía y el pie puede comprender una intercalación inerte de retacado y/o aire. Como alternativa, los barrenos se pueden perforar hasta una profundidad que es menor, por ejemplo, en hasta 2 m o más, que la profundidad de diseño de la zona de rotura de la roca, comúnmente denominado nivel de bancos de diseño o pendiente uniforme en la voladura.
Como alternativa, en una variación, al menos algunos de los barrenos en la zona de voladura de alta energía cargados con el primer explosivo también se cargan con explosivo adicional para proporcionar una segunda capa de baja energía entre la capa de alta energía y los pies de los barrenos en la zona de voladura de alta energía, teniendo dicha segunda capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos por debajo de la carga específica de la capa de alta energía. Preferentemente, esta segunda capa de baja energía tiene una carga específica de, como máximo, 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la segunda capa de baja energía.
En una realización alternativa, la voladura de acuerdo con la invención está en una mina subterránea y el primer explosivo y el segundo explosivo se cargan, respectivamente, cerca de un cuello de los barrenos y cerca de un pie de los barrenos. La voladura del segundo explosivo en la capa de baja energía, o el material no volado en la capa de baja energía, puede dar como resultado una cobertera de material entre la capa de alta energía y la roca encajante.
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En esta realización alternativa, el primer explosivo en la capa de alta energía se puede compensar, por ejemplo, en hasta 2 m o más, desde un cuello de los barrenos en la zona de voladura de alta energía. La parte de esos barrenos entre la capa de alta energía y el cuello puede comprender una intercalación inerte de retacado y/o aire. Como alternativa, en una variación, al menos algunos de los barrenos en la zona de voladura de alta energía cargados con el primer explosivo también se cargan con explosivo adicional para proporcionar una segunda capa de baja energía entre la capa de alta energía y los cuellos de los barrenos en la zona de voladura de alta energía, teniendo dicha segunda capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos por debajo de la carga específica de la capa de alta energía. Preferentemente, esta segunda capa de baja energía tiene una carga específica de, como máximo, 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la segunda capa de baja energía.
Las segundas capas de baja energía descritas anteriormente se pueden lograr mediante métodos seleccionados a partir de los descritos en el presente documento para lograr la capa de baja energía que comprende el segundo explosivo.
Las zonas de amortiguación de carga específica más baja o convencional también se pueden proporcionar en los bordes en la parte posterior de las voladuras para limitar el daño colateral a los frentes de arranque, a la estructura de la roca restante o a los bloques limítrofes. Esta disposición también puede proporcionar la reducción de vibraciones de voladuras que emanan de la zona de voladura y/o reducciones en la expresión de la roca a partir de las superficies libres. Las voladuras también pueden ser "cortes en pendiente" o se amortiguan con material de voladuras previas, sin exponer de este modo caras libres cerca de las zonas de alta energía.
Por lo tanto, en una realización, la zona de voladura tiene un perímetro, y la zona de voladura de alta energía se aísla del perímetro mediante una zona de voladura de baja energía, que comprende los barrenos que se han perforado, cargado y volado en dicho ciclo único, cargando dichos barrenos en la zona de voladura de baja energía con explosivos para proporcionar una carga específica que es al menos un factor de dos menor que la carga específica de la zona de voladura de alta energía. La zona de voladura de baja energía se puede extender de forma sustancial o completa alrededor de la zona de voladura de alta energía.
Preferentemente, la zona de voladura de baja energía tiene una carga específica de, como máximo, 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la zona de voladura de baja energía.
Ventajosamente, los explosivos en la zona de voladura de alta energía se disparan después de que se han disparado los explosivos en la zona de voladura de baja energía. Los retardos entre el disparo de las zonas de voladura de baja y de alta energía pueden ser; por ejemplo, tal como se describe anteriormente para el retardo entre las capas de baja y de alta energía en la zona de voladura de alta energía.
La zona de voladura de baja energía se puede lograr usando cualquiera de los métodos descritos anteriormente para lograr la capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía.
Una realización particular de la invención es proporcionar la zona de voladura de alta energía en una región de mena que contiene concentraciones económicas de mineral recuperable, por ejemplo, minerales metalíferos, y proporcionar la zona de voladura de baja energía en una región de ganga.
Breve descripción de las realizaciones preferidas
A continuación, se describen diversas realizaciones y métodos para lograr la invención en los ejemplos, que se dan solo con fines ilustrativos y no deberían de considerarse como limitantes del alcance de la invención.
Los ejemplos se refieren a dibujos, en los que:
La Figura 1 muestra una sección transversal de una voladura a cielo abierto convencional de acuerdo con el Ejemplo 1a, y el máximo desplazamiento resultante del apilamiento rocoso, con los contornos de velocidad presentados como sombras, tal como se modeliza mediante un modelo de voladura avanzado llamado SoH. Este modelo se describe en: Minchinton, A. y Lynch, P., 1996, Fragmentation and heave modelling using a coupled discrete element gas flow code, Proc. 5th International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting-Fragblast 5 (Ed: B Mohanty), pp 71-80, (Balkema: Rotterdam); y Minchinton, A. y Dare-Bryan, P., 2005, On the application of computer modelling for blasting and flow in sublevel caving operations, Proc. 9th Underground Operators' Conference, Perth, WA 7-9 Marzo de 2005 (AusIMM).
La Figura 2 muestra una sección transversal de otra voladura a cielo abierto convencional pero raramente usada, de acuerdo con el Ejemplo 1b, y el máximo desplazamiento resultante del apilamiento rocoso, tal como se modeliza mediante el modelo de voladura avanzado SoH;
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La Figura 3 muestra una sección transversal de una realización de una voladura a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 2 de la invención, y el máximo desplazamiento resultante del apilamiento rocoso, así como el desplazamiento final del apilamiento rocoso;
La Figura 4 es una vista similar a la Figura 3, pero de otra realización de una voladura a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 3 de la invención;
La Figura 5 es una vista similar a la Figura 3, pero de una voladura a cielo abierto convencional de acuerdo con el Ejemplo 4a;
La Figura 6 es una vista similar a la Figura 5 de una voladura similar a la del Ejemplo 4a, pero modificada para ser una realización de una voladura a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 4b de la invención;
La Figura 7 es una ilustración esquemática de una realización de una voladura a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 5 de la invención;
La Figura 8 muestra una sección transversal de una voladura subterránea de acuerdo con el Ejemplo 6 de la invención;
La Figura 9 es una vista similar a la de la Figura 8 de una sección transversal de una voladura subterránea que muestra otra realización de la invención de acuerdo con el Ejemplo 7 de la invención;
La Figura 10 muestra una sección transversal de una voladura de proyección a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 8 de la invención;
La Figura 11 muestra una sección transversal de otra voladura de proyección a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 9 de la invención;
La Figura 12 muestra una sección transversal de otra voladura más de proyección a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 10 de la invención;
La Figura 13 muestra el resultado del modelo de voladura SoH de la voladura de proyección del Ejemplo 10;
La Figura 14 es una ilustración esquemática de una realización de una voladura a cielo abierto de acuerdo con el Ejemplo 11 de la invención; y
Las Figuras 15 y 16 muestran el resultado del modelo de voladura SoH de la voladura del Ejemplo 11.
En los Ejemplos 1 a 7, el tipo de roca se clasifica como una roca dura portadora de mena metalífera con una resistencia a la compresión no confinada en exceso de 150 MPa. Excepto cuando se especifique lo contrario, el explosivo es de tipo ANFO fuerte, con una densidad de alrededor de 1300 kg/m3. El material inerte, típicamente agregados rocosos o a veces esquejes de perforaciones, se usa como retacado. Todos los barrenos se retacan desde los extremos más superiores de las columnas de explosivos más superiores hasta los extremos más superiores o cuellos de los barrenos, que están en la superficie de voladura. La zona de voladura se localiza en un área de mena que contiene metal recuperable. Tras la voladura, la mena se carga en camiones usando una excavadora de cables y se procesa en un circuito de trituración que comprende una trituradora primera, un molino semiautógeno (SAG) y molinos de bolas para producir partículas de mena de menos de 75 micrómetros para las operaciones de procesamiento de minerales aguas abajo. En voladuras de acuerdo con la invención, el uso de altas concentraciones de energía explosiva lleva a una rotura mejorada y a una elevada productividad en los procesos mineros de carga, acarreo y trituración.
En los Ejemplos 1 a 4 una zona de voladura de 12 m de altura de bancos en una operación de minería a cielo abierto se perfora con barrenos de 229 mm de diámetro.
En todos los ejemplos, incluyendo los Ejemplos 5 a 11, la zona de voladura se perfora, se carga con explosivos y se disparan en un único ciclo de perforación, carga y voladura.
En el Ejemplo 5, la voladura de acuerdo con la invención utiliza longitudes de barreno de mayor diámetro para una capa de alta energía, tal como se describe en el Ejemplo, pero, por lo demás, la voladura es tal como se describe de manera general anteriormente.
En los Ejemplos 6 y 7, la voladura de acuerdo con la invención es subterránea y los barrenos se extienden generalmente hacia arriba alejándose desde un túnel de acceso, tal como se describe en estos Ejemplos, pero, por lo demás, la voladura es tal como se describe de manera general anteriormente. Los barrenos también se pueden extender de forma general hacia abajo y alejándose desde el túnel de acceso, y las voladuras en tales barrenos serían tal como se describen de manera general en el Ejemplo 6 excepto por esta diferencia.
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En los ejemplos 8-10, la voladura es en una mina de carbón a cielo abierto, en donde la roca de recubrimiento que se va a volar tiene una resistencia promedio a la compresión no confinada de aproximadamente 40 MPa. En estos Ejemplos, la invención proporciona una proyección mejora de la roca de recubrimiento hacia una posición final de la escombrera, así como una rotura mejorada para aumentar la productividad de la maquinaria minera.
Por comodidad, se usan las mismas referencias numéricas en todos los ejemplos.
Ejemplo 1 - Uso de métodos de voladura convencionales en minería a cielo abierto
Este ejemplo ilustra de manera general la práctica de voladura convencional y demuestra que las cargas específicas más altas usando tales métodos convencionales no son seguras y, por lo tanto, no son viables para operaciones de minería para mineral recuperable.
Ejemplo 1a
El primer caso base de voladura convencional refleja la práctica estándar usando una carga específica convencional de aproximadamente 0,8 kg/m3 de roca no volada. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) mostrada en la Figura 1, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, la voladura comprende ocho filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 229 mm. Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura 1) son 6,8 y 7,8 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 14 m, usando 2 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Todos los barrenos se cargaron con una columna de 9,4 m de explosivos, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 0,8 kg de explosivo /m3 de roca no volada. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m). También se muestra en la parte superior de la Figura 1 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. Calculado por barreno, la carga específica se determina tal como sigue:
Masa explosiva por barreno = 9,4 m de explosivo x 53,54 kg/m en un barreno de 229 = 503 kg
Volumen de roca volada por barreno = 6,8 m de piedra x 7,8 m de espaciamiento x 12 m de altura de bancos = 636 m3 de roca no volada
Carga específica = masa explosiva por barreno/volumen de roca no volada por barreno = 503 kg de explosivos/636 m3 de roca no volada = 0,79 kg de explosivo/ m3 de roca no volada.
Se ha visto a partir de la representación del máximo desplazamiento vertical resultante de escombreras en la parte inferior de la Figura 1 que la práctica convencional usando una carga específica convencional produce un apilamiento rocoso convencional con un desplazamiento máximo de la roca de aproximadamente 9,5 m, por lo tanto, sin proyecciones de roca.
Ejemplo 1b
El segundo caso base de voladura convencional refleja la práctica estándar pero usando una carga específica muy alta de cerca de 4 kg/m3 de roca no volada. En referencia a la sección transversal del campo de voladura (1) mostrado en la Figura 2, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, esta voladura comprende quince filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 229 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 1-13 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 2). Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 3,1 m y 3,1 m, respectivamente.
Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 13 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Todos los barrenos se cargaron con una columna de 8,4 m de explosivos (5), dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 4 kg de explosivo /m3 de roca no volada. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m). También se muestra en la parte superior de la Figura 2 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. Las filas 14-15 (6) en la parte posterior de la voladura están sobre una piedra promedio o teórica mayor y el espaciamiento lleva a una menor carga específica en esta zona de amortiguación ante el nuevo frente de arranque.
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Calculado por barreno, la carga específica en la zona de alta energía se determina como sigue:
Masa explosiva por barreno = 8,4 m de explosivo x 53,54 kg/m en un barreno de 229 = 450 kg
Volumen de roca volada por barreno = 3,1 m de piedra x 3,1 m de espaciamiento x 12 m de altura de bancos = 115 m3 de roca no volada
Carga específica = masa explosiva por barreno/volumen de roca no volada por barreno = 450 kg de explosivos/115 m3 de roca no volada = 3,91 kg de explosivo/ m3 de roca no volada.
Se ha visto a partir de la representación del máximo desplazamiento vertical resultante de apilamientos rocosos en la parte inferior de la Figura 2 que la práctica convencional usando una carga específica alta da como resultado una voladura completamente descontrolada con excesivas proyecciones de roca, que alcanzan una altura de aproximadamente 70 metros. Esto demuestra que los métodos convencionales de voladura no se pueden emplear de manera segura con cargas específicas elevadas.
Ejemplo 2
Este ejemplo demuestra una realización de la invención. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) mostrada en la Figura 3, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, esta voladura comprende quince filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 229 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 1-13 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 3). Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 3,1 m y 3,1 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 13 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Todos los barrenos se cargaron con una columna de 6 m de un primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 6,7 kg de explosivo/m3 de roca no volada en una capa de alta energía. Cada segunda fila y cada segundo barreno a lo largo de estas filas, también se carga con una columna de 2,5 m de segundo explosivo (6) a una densidad de 1200 kg/m3 por encima del primer explosivo, proporcionando así una capa de baja energía con una carga específica de 0,55 kg de explosivo/m3 de roca no volada por encima de la capa de alta energía. En el presente caso, la capa de baja energía se extiende desde los extremos más superiores de las columnas del primer explosivo (5) a los extremos más superiores de los cuellos de los barrenos, que están en la superficie de voladura. Por lo tanto, la capa de alta energía se extiende durante 6 m desde el pie de los barrenos mientras que la capa de baja energía se extiende desde la parte superior de la capa de alta energía hasta la superficie de voladura, un espesor de 7 m. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m).
También se muestra en la parte superior de la Figura 3 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. Las filas 14-15 (6) en la parte posterior de la voladura están sobre una piedra promedio o teórica mayor y el espaciamiento lleva a una menor carga específica en esta zona de baja energía o de amortiguación de la voladura adyacente ante el nuevo frente de arranque. La voladura se inicia usando detonadores eléctricos indicados con una cruz en la Figura. La Figura 3 también muestra, hacia la parte inferior, el resultado modelado de este diseño, que presenta el desplazamiento máximo vertical de aproximadamente 40 m así como el perfil del apilamiento rocoso final en la parte inferior, que cae principalmente en la zona de voladura original. Se ha visto que se obtiene un control mejorado sobre los métodos convencionales de voladura mostrados en el Ejemplo 1, a pesar de usar una carga específica en exceso de 6,6 kg/m3 en la capa de alta energía.
Ejemplo 3
En este ejemplo se logra incluso más control en la voladura, usando otra realización de la invención. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) mostrada en la Figura 4, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, esta voladura comprende doce filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 229 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 1-10 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 4). Las piedras (3) y espaciamientos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 3,1 m y 3,1 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 13 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Los barrenos en las filas 1, 3, 5, 7 y 9 se cargan con una columna de 5 m del primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3. Cada segundo barreno en estas filas también se carga con una columna de 2,5 m de material inerte de retacado (7) por encima de la columna del primer explosivo y después una columna de 2,5 m de un segundo explosivo (6) a una densidad de 1200 kg/m3. Los barrenos en las filas 2, 4, 6, 8 y 10 se cargan con una columna de 6 m del primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3. Todos los barrenos se retacan desde las partes superiores de las columnas más superiores de explosivos hasta la superficie con material inerte de retacado.
Esta carga proporciona una carga específica de aproximadamente 6,8 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de alta energía, que se extiende desde la base o el nivel base del diseño o de la zona de voladura hasta las
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partes superiores las columnas del primer explosivo a bien 5 m o bien 6 m desde los pies de los barrenos. También proporciona una carga específica de aproximadamente 0,43 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de baja energía, que se extiende desde las partes superiores de las columnas del primer explosivo a bien 5 m o 6 m desde los pies de los barrenos hasta los extremos superiores del cuello de los barrenos en la superficie de la voladura. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m).
También se muestra en la parte superior de la Figura 4 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en ambas capas en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas en ambas capas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. El primer explosivo en la capa de alta energía se inicia tras un retardo de 5000 ms después del explosivo más cercano en la capa de baja energía. Este retardo permite que se forme una capa o cobertera de fragmentos de roca que se deposita en la capa de baja energía, cubriendo la capa de alta energía cuando se inicia; controlando de este modo las proyecciones de roca y permitiendo que la roca quede altamente fragmentada mientras permanece esencialmente en la zona original de voladura.
Las filas 11-12 (6) en la parte posterior de la voladura están sobre una piedra promedio o teórica mayor y el espaciamiento lleva a una menor carga específica en esta zona de baja energía o de amortiguación, proporcionando protección a los hastiales de la voladura y la estructura de la roca restante. La voladura se inicia usando detonadores eléctricos indicados con una cruz en la Figura. La Figura 4 también muestra, hacia la parte inferior, el resultado modelado de este diseño, que presenta el desplazamiento máximo vertical de solo aproximadamente 10 m así como el perfil del apilamiento rocoso final en la parte inferior. Se ha visto que se obtiene un excelente control usando esta realización de la invención, a pesar de usar una carga específica en exceso de 6,5 kg/m3 en la capa de alta energía de la zona de alta energía.
Ejemplo 4
Este ejemplo presenta una voladura iniciada en una esquina, tanto para un caso base de voladura convencional que refleja la práctica estándar pero que usa una carga específica muy alta y para una realización de la invención que muestra cómo se logra el control de la voladura con esta elevada carga específica.
Ejemplo 4a
En referencia a la sección transversal del campo de voladura (1) mostrado en la Figura 5, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, esta voladura comprende quince filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 229 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 1-13 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 2). Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 3,1 m y 3,1 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 13 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Todos los barrenos se cargaron con una columna de 8,4 m de explosivos (5) de densidad de 1350 kg/m3, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 4 kg de explosivo /m3 de roca no volada. También se muestra en la parte superior de la Figura 5 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. Las filas 14-15 (6) en la parte posterior de la voladura están sobre una piedra promedio o teórica mayor y el espaciamiento lleva una menor carga específica en esta zona de baja energía o de amortiguación adyacente ante el nuevo frente de arranque. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m).
La voladura se inicia desde una esquina en la parte posterior de la zona de voladura.
Calculado por barreno, la carga específica en la zona de alta energía se determina como sigue:
Masa explosiva por barreno = 8,4 m de explosivo x 55,54 kg/m en un barreno de 229 = 466 kg
Volumen de roca volada por barreno = 3,1 m de piedra x 3,1 m de espaciamiento x 12 m de altura de bancos = 115 m3 de roca no volada
Carga específica = masa explosiva por barreno/volumen de roca no volada por barreno = 466 kg de explosivos/115 m3 de roca no volada = 4,05 kg de explosivo/ m3 de roca no volada.
La Figura 5 también muestra, hacia la parte inferior, el máximo desplazamiento del apilamiento rocoso resultante y el perfil del apilamiento rocoso final (en la parte inferior de la Figura) modelados por el modelo de voladura avanzado SoH. Se ve que la práctica convencional usando una elevada carga específica da como resultado una voladura descontrolada con excesivas proyecciones de roca, que alcanzan una altura de aproximadamente 35 m, cayendo la
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mayoría del apilamiento rocoso final fuera del campo de voladura original. Esto demuestra de nuevo que los métodos convencionales de voladura no se pueden emplear de manera segura con cargas específicas elevadas.
Ejemplo 4b
El uso de una realización de la invención, Figura 6, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, muestra una voladura que comprende quince filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 2 -29 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 1-13 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 6). Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 3,1 m y 3,1 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 13 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 12 desde la superficie. Los barrenos en las filas 1, 3, 5, 7 y 9 se cargan con una columna de 5 m del primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3.
Cada segundo barreno en estas filas también se carga con una columna de 2,5 m de material inerte de retacado (7) por encima de la columna del primer explosivo y después una columna de 2,5 m de un segundo explosivo (6) a una densidad de 1300 kg/m3. Este segundo explosivo es del mismo tipo y densidad de explosivo que el primer explosivo, concretamente una formulación de ANFO fuerte. Los barrenos en las filas 2, 4, 6, 8 y 10 se cargan con una columna de 6 m del primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3. Todos los barrenos se retacan desde las partes superiores de las columnas más superiores de explosivos hasta la superficie con material inerte de retacado.
Esta carga proporciona una carga específica de aproximadamente 6,8 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de alta energía, que se extiende desde la base o el nivel del diseño del campo de voladura hasta las partes superiores las columnas del primer explosivo a bien 5 m o bien 6 m desde los pies de los barrenos. También proporciona una carga específica de aproximadamente 0,6 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de baja energía, que se extiende desde las partes superiores de las columnas del primer explosivo a bien 5 m o 6 m desde los pies de los barrenos hasta los extremos superiores del cuello de los barrenos en la superficie de la voladura.
También se muestra en la parte superior de la Figura 6 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 65 ms. Las filas 11-12 (6) en la parte posterior de la voladura están sobre una piedra promedio o teórica mayor y el espaciamiento lleva a una menor carga específica en esta zona de baja energía o de amortiguación, proporcionando protección a los hastiales de la voladura y la estructura de la roca restante. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m).
Esta voladura también se inicia desde una esquina como para el caso base. En este ejemplo, la voladura se inicia usando detonadores eléctricos en cada intercalación de explosivos, indicada con una cruz en la figura, asegurando los retardos entre barrenos y entre filas tal como se especifica. Sin embargo, las intercalaciones en la capa de alta energía, se inician tras un retardo de 3000 ms después de que se haya iniciado la intercalación más cercana en la capa de baja energía. En este caso, las intercalaciones más cercanas en la capa de baja energía a las placas en la capa de alta energía son cualquiera de las intercalaciones que están presentes en los mismos barrenos o, cuando tales intercalaciones están ausentes, las intercalaciones en los barrenos adyacentes. La Figura 6 también representa, hacia la parte inferior, el resultado modelado de este diseño, que muestra el máximo desplazamiento vertical de aproximadamente 12 m, así como el perfil de apilamiento rocoso final en la parte inferior de la figura. Se ha visto que se obtiene un excelente control usando esta realización de la invención, asegurando una carga específica en exceso de 6,3 kg/bcm en la capa de alta energía de la zona de alta energía.
Ejemplo 5
Este ejemplo presenta otra realización de la invención, que usa múltiples diámetros de barreno para lograr las capas de alta y baja energía en una zona de voladura de alta energía. En referencia al esquema de la Figura 7, se perforó un patrón escalonado de barrenos convencional en un banco de 16 m en una zona de voladura pero con una capa inferior de alta energía que tiene una profundidad de 9 m que se ha perforado con un diámetro de barreno de 311 mm (1) y una capa superior de baja energía que tiene una profundidad de 8 metros que se ha perforado con un diámetro de barreno de 165 mm (2). La capa de alta energía con mayor diámetro se carga con intercalaciones de 9 m de un primer explosivo (3) a una densidad de 1200 kg/m3. Después se carga una columna de 2,5 m de material inerte de retacado (4) seguido por 3 m de columna de un segundo explosivo (5) a una densidad de 1000 kg/m3. Finalmente, todos los barrenos se retacan con una columna de 2,5 m de material inerte de retacado (6) que se extiende hasta la superficie de voladura.
La zona de voladura tiene un espaciamiento entre filas de 5 m y una piedra entre barrenos de 4,5 m.
Esta carga proporciona una carga específica de aproximadamente 4,05 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de alta energía, que se extiende desde el nivel del diseño de la zona de voladura hasta las partes superiores
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las columnas del primer explosivo a 9 m desde los pies de los barrenos. También proporciona una carga específica de aproximadamente 0,35 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de baja energía, que se extiende desde las partes superiores de las columnas del primer explosivo a 9 m desde los pies de los barrenos hasta los extremos superiores del cuello de los barrenos en la superficie de la voladura.
En este ejemplo, la voladura se inicia usando detonadores eléctricos (no mostrados) en cada intercalación de explosivos, proporcionando un retardo entre barrenos de 25 ms y un retardo entre filas de 42 ms para ambas capas. Sin embargo, las intercalaciones en la capa de alta energía se inician 7000 ms después de que se ha iniciado la intercalación más cercana en la capa de baja energía. En este caso, las intercalaciones más cercanas en la capa de baja energía a las placas en la capa de alta energía son las intercalaciones en los mismos barrenos; es decir, aquellas intercalaciones en la parte de menor diámetro de cada barreno. La voladura se inicia desde una esquina.
Ejemplo 6
Este ejemplo muestra una realización de la invención en una situación de minería subterránea. En referencia al esquema de la Figura 8, se perforan varios, así llamados, anillos de barrenos en forma de abanico (2) de 165 mm de diámetro en una zona de voladura (1) en una galería ascendente subterránea (solo se muestra uno de estos anillos en la Figura). Los barrenos son de entre 20 m y 30 m de longitud y se perforan desde el techo de un túnel de acceso o pasaje subterráneo (3) hacia arriba, estando los pies en los extremos más superiores de los barrenos y los cuellos en el techo del pasaje subterráneo. La figura solo muestra un anillo, con otros anillos espaciados a lo largo del pasaje subterráneo (3) con un espaciamiento entre anillos de 3,5 m. El espaciamiento entre barrenos en cada anillo varía en función de la geometría.
Los barrenos se cargan en o cerca de los pies con columnas de 2 m de un segundo explosivo (5) de 850 kg/m3 de densidad. En los barrenos 2-6 de cada anillo, con los barrenos numerados de derecha a izquierda en la Figura 8, se carga después una columna de material inerte de retacado (6) de 3 m, seguido por columnas de 5-15 m de longitud de un primer explosivo (4) de 1200 kg/m3 de densidad. Los extremos del cuello de los barrenos se dejan sin cargar. Los barrenos en los bordes más externos de cada anillo, es decir, los barrenos 1 y 7 solo se cargan con el segundo explosivo (5) de 850 kg/m3 de densidad, proporcionando de este modo una zona de amortiguación o de baja energía de menor carga específica, típicamente por debajo de 1 kg de explosivo/m3 de roca no volada alrededor de estos barrenos, para proteger la roca intacta restante en los bordes de cada anillo.
Esta disposición de la carga proporciona una zona de voladura de alta energía en varios anillos proporcionando una capa de alta energía del primer explosivo en los barrenos 2-6 de cada anillo. La capa de alta energía (7) se muestra en la Figura 8 como el área encerrada por la línea punteada. Esta capa se extiende a lo largo del pasaje subterráneo sobre varios de estos anillos. La carga específica en esta capa de alta energía varía en función de la geometría del barreno, como resultado de los barrenos divergentes en los anillos con forma de abanico, pero es al menos 1,75 kg/m3 y puede ser al menos 2,5 kg/m3 de roca no volada en esta capa.
Los anillos en ambos extremos de la voladura; es decir, el primer y el último anillo de la voladura a lo largo del pasaje subterráneo, no pueden estar cargados de esta manera. En su lugar, estos anillos se pueden cargar de forma convencional con cargas específicas más bajas de la misma manera que los barrenos de amortiguación 1 y 7 de cada anillo; típicamente, en estos anillos se usa una carga específica por debajo de 1 kg de explosivo/m3 de roca no volada. Estos primer y último anillos, por lo tanto, proporcionan otra zona de amortiguación para proteger la roca intacta restante en cualquiera de los extremos de la voladura.
El área fuera de la capa de alta energía es, por lo tanto, una zona de baja energía o de amortiguación y la carga específica en esta zona no es de más de 1 kg/m3 de roca no volada en esta zona.
Todas las intercalaciones de explosivos se inician mediante detonadores eléctricos de retardo X. Las intercalaciones en la capa de baja energía de la voladura así como los barrenos de amortiguación 1 y 6 de cada anillo y los barrenos en los anillos primero y último de la voladura se inician primero con un retardo entre barrenos en cada anillo de 25 ms. Las intercalaciones se pueden iniciar o bien desde el barreno 1 o el barreno 7 o desde un barreno central tal como el barreno 3, 4 o 5. Las intercalaciones en la capa de alta energía se inician tras un retardo de 35 ms después de que se haya disparado la intercalación de explosivo en el mismo barreno de la capa de baja energía. El retardo entre anillos sucesivos, conocido como el retardo entre filas o retardo entre anillos, es de 100 ms.
Esto proporciona una zona de baja energía en los bordes más externos de la voladura, proporcionando protección a la estructura de la roca restante frente a los efectos de la capa de alta energía en el interior de la voladura. Por lo tanto, gran parte de la mena se somete a la capa de voladura de alta energía, que produce una rotura de la roca más intensa en la capa de alta energía y que lleva a una mejora en la productividad de la mina.
Los expertos en la materia entenderán que la voladura puede tener cualquier número de anillos y barrenos en los anillos. Además, las zonas de amortiguación en los bordes más externos de cada anillo pueden comprender más de un barreno en cada borde. Más de un anillo también puede comprender las zonas de amortiguación en cada extremo de la voladura a lo largo del pasaje subterráneo.
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Este ejemplo muestra otra realización de la invención en una situación de minería subterránea. En referencia al esquema de la Figura 9, se perforan varios, así llamados, anillos de barrenos en forma de abanico (2) de 165 mm de diámetro en una zona de voladura (1) en una galería ascendente subterránea (solo se muestra uno de estos anillos en la Figura). Los barrenos son de entre 20 m y 30 m de longitud y se perforan desde el techo de un túnel de acceso o pasaje subterráneo (3) hacia arriba, estando los pies en los extremos más superiores de los barrenos y los cuellos en el techo del pasaje subterráneo. La figura solo muestra un anillo, con otros anillos espaciados a lo largo del pasaje subterráneo (3) con un espaciamiento entre anillos de 3,5 m. El espaciamiento entre barrenos en cada anillo varía en función de la geometría.
Los barrenos se cargan en o cerca de los pies con columnas de 2 m de un segundo explosivo (5) de 850 kg/m3 de densidad. En los barrenos 2-6 de cada anillo, con los barrenos numerados de derecha a izquierda en la Figura 9, se carga después una columna de material inerte de retacado (6) de 3 m, seguido por columnas de 5-15 m de longitud de un primer explosivo (4) de 1200 kg/m3 de densidad. Los extremos del cuello de los barrenos se dejan sin cargar. Los barrenos en los bordes más externos de cada anillo, es decir, los barrenos 1 y 7 solo se cargan con el segundo explosivo (5) de 850 kg/m3 de densidad, proporcionando de este modo una zona de amortiguación de menor carga específica, típicamente por debajo de 1 kg de explosivo/m3 de roca no volada en estos barrenos, para proteger la roca intacta restante en los bordes de cada anillo.
Esta disposición de la carga proporciona una zona de voladura de alta energía en varios anillos proporcionando una capa de alta energía de los primeros explosivos en los barrenos 2-6 de cada anillo. La capa de alta energía (7) se muestra en la Figura 9 como el área encerrada por la línea punteada. Esta capa se extiende a lo largo del pasaje subterráneo sobre varios de estos anillos. La carga específica en esta capa de alta energía varía en función de la geometría del barreno, como resultado de los barrenos divergentes en los anillos con forma de abanico, pero es al menos 1,75 kg/m3 y puede ser al menos 2,5 kg/m3 de roca no volada en esta capa. Los anillos en los extremos de la voladura; es decir, el primer y el último anillo de la voladura, no pueden estar cargados de esta manera. En su lugar, estos anillos se pueden cargar de forma convencional con cargas específicas más bajas de la misma manera que los barrenos de amortiguación 1 y 7 de cada anillo; típicamente, en estos anillos se usa una carga específica por debajo de 1 kg de explosivo/m3 de roca no volada. Estos primer y último anillos, por lo tanto, proporcionan otra zona de amortiguación para proteger la roca intacta restante en cualquiera de los extremos de la voladura.
El área fuera de la capa de alta energía es, por lo tanto, una zona de baja energía y la carga específica en esta zona no es de más de 1 kg/m3 de roca no volada en esta zona. El área entre los extremos de los pies de los barrenos 2 a 6 y la capa de alta energía (7) forma una capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía. Esta capa de baja energía se extiende desde la parte superior de la capa de alta energía hasta los bordes superiores de la voladura, un espesor superior a 2 m. El área entre los extremos de las columnas de explosivo más cercanas a los cuellos de los barrenos y al techo del pasaje subterráneo proporciona otra capa más de baja energía, en este caso sin carga explosiva en esta zona.
Todas las intercalaciones de explosivos se inician mediante detonadores eléctricos de retardo X. Las intercalaciones en la capa de baja energía de la voladura así como los barrenos de amortiguación 1 y 7 de cada anillo se inician primero con un retardo entre barrenos en cada anillo de 25 ms. Las intercalaciones se pueden iniciar o bien desde el barreno 1 o el barreno 7 o desde un barreno central tal como el barreno 3, 4 o 5. En este ejemplo, las intercalaciones en la capa de alta energía se inician tras un retardo de 3800 ms después de que se haya disparado la intercalación de explosivo en el mismo barreno de la capa de baja energía. El retardo entre anillos sucesivos, conocido como el retardo entre filas o retardo entre anillos, es de 100 ms. En cambio, también es posible iniciar los barrenos de amortiguación 1 y 7 en un retardo entre barrenos de varios milisegundos, por ejemplo, 25 ms, desde el momento de iniciación de la intercalación más cercana en la capa de alta energía. De manera similar, los anillos primero y último de la voladura que proporcionan una zona de amortiguación de carga específica típicamente por debajo de kg/m3 de roca no volada en esta zona, se pueden iniciar a un retardo entre anillos de típicamente decenas de milisegundos, por ejemplo, 100 ms, ya sea desde el momento de iniciación de la intercalación más cercana en la capa de baja o alta energía.
Esto proporciona que se forme primero una zona de roca fragmentada en los bordes más externos del campo de voladura, proporcionando protección a la estructura de la roca restante cuando se dispara la capa de alta energía varios segundos a partir de entonces. Por lo tanto, gran parte de la mena se somete a la capa de voladura de alta energía, que produce una rotura de la roca más intensa en la capa de alta energía y que lleva a una mejora en la productividad de la mina.
La voladura puede tener cualquier número de anillos y de barrenos en los anillos. Además, las zonas de amortiguación en los bordes más externos de cada anillo pueden comprender varios barrenos en cada borde. Múltiples anillos también pueden comprender las zonas de amortiguación en cada extremo de la voladura a lo largo del pasaje subterráneo.
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Este ejemplo demuestra otra realización más de la invención, en este caso para proporcionar un desplazamiento de roca más favorable así como una rotura mejorada en una situación de voladura de proyección a cielo abierto en una mina de carbón. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) que comprende roca de recubrimiento o ganga sobre un estrato inferior de carbón recuperable (7) mostrado en la Figura 10, esta voladura comprende ocho filas (2) de cuarenta barrenos por fila en las filas 1 y 8 y ochenta barrenos por fila en las filas 2-7 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 10). Cada barreno tiene un diámetro teórico de 270 mm. Los barrenos están inclinados desde la vertical en un ángulo de 10 grados. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 2-7. Las piedras (3) y los espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la figura) en esta zona de alta energía son ambos de 5 m. Las longitudes totales de los barrenos (4) son de alrededor de 40 m y están perforadas a solo 2,5 m de la parte superior del estrato de carbón recuperable (7) para evitar el daño al estrato. Todos los barrenos en las filas 2-7 se cargaron con una columna de 25 m de un primer explosivo (5) a una densidad de 1300 kg/m3, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 2,9 kg de explosivo/m3 de roca no volada en una capa de alta energía (12). Cada segunda fila y cada segundo barreno a lo largo de estas filas, en las filas 2-7 también se carga con una columna de 9 m de segundo explosivo (6) por encima del primer explosivo a una densidad de 850 kg/m3, proporcionando así una capa de baja energía con una carga específica de 0,29 kg de explosivo/m3 de roca no volada por encima de la capa de alta energía. En el presente caso, la capa de baja energía se extiende desde los extremos más superiores de las columnas del primer explosivo (5) a los extremos más superiores de los cuellos de los barrenos, que están en la superficie de voladura. Por lo tanto, la capa de alta energía se extiende durante 25 m desde el pie de los barrenos mientras que la capa de baja energía se extiende desde la parte superior de la capa de alta energía hasta la superficie de voladura, un espesor de aproximadamente 15 m en la dirección perpendicularmente alejada de la capa de alta energía. Todos los barrenos se retacan con agregados rocosos inertes desde los extremos más superiores de las columnas explosivas superiores hasta los cuellos de los barrenos.
Los barrenos en las filas 1 y 8 se perforan sobre una piedra (8) y un espaciamiento promedio o teóricos (fuera del plano de la figura) de 8 m y 10 m, respectivamente. Estos barrenos se cargan con una columna de 34 m de segundo explosivo (6) a una densidad de 850 kg/m3 seguido por un retacado con agregado rocoso inerte hasta los cuellos de los barrenos, proporcionando de este modo zonas de amortiguación de baja energía (11) tanto en el frente (cara frontal) como en la parte posterior (frente de arranque) con cargas específicas por debajo de 0,5 kg de explosivo/m3 de roca no volada en estas zonas. La fila de amortiguación del frente (cara frontal) evita las excesivas proyecciones de roca mientras que la fila de amortiguación posterior (adyacente al frente de arranque) proporciona protección del frente de arranque ante los efectos de la zona de alta energía. La fila 1 no comprende una capa de alta energía, para evitar que las proyecciones de roca salgan de la zona frontal sin voladura, mientras que la fila 8 es adyacente al nuevo frente de arranque y, por lo tanto, no comprende una capa de alta energía, para evitar de este modo el daño excesivo al nuevo frente de arranque. El nuevo frente se forma usando una técnica comúnmente conocida como precorte. En este ejemplo, el precorte (10) se ha iniciado como un evento de voladura separada algunos días antes de la voladura, como una fila de barrenos cargados ligeramente sobre un espaciamiento de 4 m cargados con dos intercalaciones de 60 kg de explosivo cada una, estando las intercalaciones separadas por una columna de aire. Generalmente varios, por ejemplo, 5-10, barrenos de precorte se disparan de manera simultánea, estando los grupos de tales barrenos separados por retardos de milisegundos del orden de 25 ms. Como alternativa, el precorte también se puede iniciar en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura de la voladura de proyección, normalmente al menos 100 ms antes de la iniciación de los barrenos más cercanos en la fila 8.
La voladura de proyección se inicia usando detonadores eléctricos o no eléctricos X. El detonador está hacia los pies de los barrenos. Dado que las columnas del primer y del segundo explosivo son contiguas en esos barrenos que tienen ambas, solo se requiere un detonado en esos barrenos. La zona de alta energía proporciona una voladura de proyección mejorada de la roca de recubrimiento hacia una posición final de la escombrera así como una rotura fina para mejorar las posteriores tasas de retirada de roca de recubrimiento mediante excavadoras mecánicas, a la vez que se controla la proyección de rocas y el daño al frente de arranque y al nivel de base de la voladura, que en este caso está sobre un estrato de carbón recuperable. Los tiempos de retardo teóricos entre filas de los barrenos tal como se muestra en cada fila en la Figura son de 150 milisegundos, con un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la figura) de 10 ms en la fila 1, de 5 ms en las filas 2-6, de 15 ms en la fila 7 y de 25 ms en la fila 8.
Otra variación de este ejemplo es, en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura, usar la denominada voladura de "levantamiento" por debajo de la voladura de proyección que contiene la capa de alta energía. El uso de tal voladura de levantamiento bajo una voladura de proyección se desvela en el documento WO 20051052499. Tal voladura de levantamiento se cargaría con una carga específica de al menos un factor de dos menor que la capa de alta energía; por ejemplo, menos de 1 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en esta capa. La voladura de levantamiento proporcionaría otra capa de baja energía, estando esta capa entre el estrato de carbón recuperable y la capa de alta energía de la voladura de proyección por encima.
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Este ejemplo demuestra otra realización más de la invención, de nuevo en este caso, para proporcionar un desplazamiento de roca más favorable así como una rotura mejorada en una situación de voladura de proyección a cielo abierto en una mina de carbón. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) que comprende roca de recubrimiento o ganga sobre un estrato inferior de carbón recuperable (7) mostrado en la Figura 11, esta voladura comprende ocho filas (2) de cuarenta barrenos por fila en las filas 1 y 8 y ochenta barrenos por fila en las filas 2-7 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 11). Cada barreno tiene un diámetro teórico de 270 mm. Los barrenos están inclinados desde la vertical en un ángulo de 10 grados. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 2-7. Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona de alta energía son 7,5 m y 4,5 m, respectivamente. Las longitudes totales de los barrenos (4) son de alrededor de 50 m y se perforan solo a 2,5 m del estrato de carbón recuperable (7) para evitar el daño al estrato. Todos los barrenos en las filas 2-7 se cargaron con una columna de 40 m de un primer explosivo (5) a una densidad de 1050 kg/m3, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 1,78 kg de explosivo/m3 de roca no volada en una capa de alta energía (12). Cada segundo barreno a lo largo de cada una de las filas 2-7 también se carga con una columna adicional de 5 m de segundo explosivo (6) por encima del primer explosivo a una densidad de 1050 kg/m3, proporcionando de este modo una capa de baja energía con una carga específica de aproximadamente 0,45 kg de explosivo/m3 de roca no volada por encima de la capa de alta energía. En este ejemplo, el segundo explosivo es el mismo tipo y formulación de explosivo que el primer explosivo. El segundo explosivo se carga directamente en la parte superior del primer explosivo, y por lo tanto, es contiguo, formando esencialmente una única columna de carga explosiva. En el presente caso, la capa de baja energía se extiende desde los extremos más superiores de las columnas del primer explosivo (5) a los extremos más superiores de los cuellos de los barrenos, que están en la superficie de voladura. Por lo tanto, la capa de alta energía se extiende durante 40 m desde el pie de los barrenos hasta la parte superior del primer explosivo, mientras que la capa de baja energía se extiende desde la parte superior de la capa de alta energía hasta la superficie de voladura, un espesor de aproximadamente 10 m en la dirección perpendicularmente alejada de la capa de alta energía. La delimitación entre las capas de alta y de baja energía se muestra mediante la línea punteada (13). Todos los barrenos se retacan con agregados rocosos inertes desde los extremos más superiores de las columnas explosivas superiores hasta los cuellos de los barrenos.
Los barrenos en las filas 1 y 8 se perforan sobre una piedra (8) y un espaciamiento promedio o teóricos (fuera del plano de la figura) de 7,5 m y 9 m, respectivamente. Estos barrenos se cargan con una columna de 45 m de segundo explosivo (6) a una densidad de 1050 kg/m3 seguido por un retacado con agregado rocoso inerte hasta los cuellos de los barrenos, proporcionando de este modo zonas de amortiguación de baja energía (11) tanto en el frente (cara frontal) como en la parte posterior (frente de arranque) con cargas específicas de aproximadamente 0,80 kg de explosivo/m3 de roca no volada en estas zonas. La fila de amortiguación del frente (cara frontal) evita las excesivas proyecciones de roca mientras que la fila de amortiguación posterior (adyacente al frente de arranque) proporciona protección del frente de arranque ante los efectos de la zona de alta energía. La fila 1 no comprende una capa de alta energía para evitar que las proyecciones de roca salgan de la zona frontal sin voladura, mientras que la fila 8 es adyacente al nuevo frente de arranque y, por lo tanto, no comprende una capa de alta energía, para evitar de este modo el daño excesivo al nuevo frente de arranque. El nuevo frente se forma usando una técnica comúnmente conocida como precorte. En este ejemplo, el precorte (10) se ha iniciado como un evento de voladura separada algunos días antes de la voladura, como una fila de barrenos cargados ligeramente sobre un espaciamiento de 4 m cargados con dos intercalaciones de 60 kg de explosivo cada una, estando las intercalaciones separadas por una columna de aire. Generalmente varios, por ejemplo, 5-10, barrenos de precorte se disparan de manera simultánea, estando los grupos de tales barrenos separados por retardos de milisegundos del orden de 25 ms. Como alternativa, el precorte también se puede iniciar en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura de la voladura de proyección, normalmente al menos 100 ms antes de la iniciación de los barrenos más cercanos en la fila 8.
La voladura de proyección se inicia usando detonadores eléctricos o no eléctricos X. Los detonadores están hacia los pies de los barrenos. Dado que las columnas del primer y del segundo explosivo son contiguas en esos barrenos que tienen ambas, solo se requiere un detonado en esos barrenos. La zona de alta energía proporciona una voladura de proyección mejorada de la roca de recubrimiento hacia una posición final de la escombrera así como una rotura fina para mejorar las posteriores tasas de retirada de roca de recubrimiento mediante excavadoras mecánicas, a la vez que se controla la proyección de rocas y el daño al frente de arranque y al nivel de base de la voladura, que en este caso está sobre el estrato de carbón recuperable (7). Los tiempos de retardo teóricos entre filas de los barrenos tal como se muestra en cada fila en la Figura son de 150 milisegundos, con un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la figura) de 10 ms en la fila 1, de 5 ms en las filas 26, de 15 ms en la fila 7 y de 25 ms en la fila 8.
Otra variación de este ejemplo es, en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura, usar la denominada voladura de "levantamiento" por debajo de la voladura de proyección que contiene la capa de alta energía. El uso de tal voladura de levantamiento bajo una voladura de proyección se desvela en el documento WO 2005/052499. Tal voladura de levantamiento se cargaría con una carga específica de al menos un factor de dos menor que la capa de alta energía, por ejemplo, menos de 0,85 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en esta capa. La
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voladura de levantamiento proporcionaría otra capa de baja energía; estando esta capa entre el estrato de carbón recuperable y la capa de alta energía de la voladura de proyección por encima.
Ejemplo 10
Este ejemplo demuestra otra realización más de la invención, de nuevo en este caso, para proporcionar un desplazamiento de roca más favorable así como una rotura mejorada en una situación de voladura de proyección a cielo abierto en una mina de carbón. En referencia a la sección transversal de la zona de voladura (1) que comprende roca de recubrimiento o ganga sobre un estrato inferior de carbón recuperable (7) mostrado en la Figura 12, esta voladura comprende ocho filas (2) de cuarenta barrenos por fila en las filas 1 y 8 y ochenta barrenos por fila en las filas 2-7 (filas numeradas de derecha a izquierda en la Figura 12). Cada barreno tiene un diámetro teórico de 270 mm. Los barrenos están inclinados desde la vertical en un ángulo de 20 grados. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende las filas 2-7. Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona de alta energía son 7,5 m y 4,5 m, respectivamente. Las longitudes totales de los barrenos (4) son de alrededor de 50 m y se perforan solo a 2,5 m del estrato de carbón recuperable (7) para evitar el daño al estrato. Todos los barrenos en las filas 2-7 se cargaron con una columna de 40 m de un primer explosivo (5) a una densidad de 1200 kg/m3, dando como resultado, por tanto, una carga específica de aproximadamente 2,04 kg de explosivo/m3 de roca no volada en una capa de alta energía (12). Cada segundo barreno a lo largo de estas filas, en las filas 2-7 también se carga con una columna adicional de 5 m de segundo explosivo (6) por encima del primer explosivo a una densidad de 1200 kg/m3, proporcionando de este modo una capa de baja energía con una carga específica de aproximadamente 0,51 kg de explosivo/m3 de roca no volada por encima de la capa de alta energía. En este ejemplo, el segundo explosivo es el mismo tipo y formulación de explosivo que el primer explosivo. El segundo explosivo se carga directamente en la parte superior del primer explosivo, y por lo tanto, es contiguo, formando esencialmente columnas únicas de carga explosiva. En el presente caso, la capa de baja energía se extiende desde los extremos más superiores de las columnas del primer explosivo (5) a los extremos más superiores de los cuellos de los barrenos, que están en la superficie de voladura. Por lo tanto, la capa de alta energía se extiende durante 40 m desde el pie de los barrenos hasta la parte superior del primer explosivo, mientras que la capa de baja energía se extiende desde la parte superior de la capa de alta energía hasta la superficie de voladura, un espesor de aproximadamente 9,5 m en la dirección perpendicularmente alejada de la capa de alta energía. La delimitación entre las capas de alta y de baja energía se muestra mediante la línea punteada (13). Todos los barrenos se retacan con agregados rocosos inertes desde los extremos más superiores de las columnas explosivas superiores hasta los cuellos de los barrenos.
Los barrenos en las filas 1 y 8 se perforan sobre una piedra (8) y un espaciamiento promedio o teóricos (fuera del plano de la figura) de 7,5 m y 9 m, respectivamente. Los barrenos en la fila 1 se cargan con una columna de 45 m de segundo explosivo (6) a una densidad de 1050 kg/m3 seguido por un retacado con agregado rocoso inerte hasta los cuellos de los barrenos, proporcionando de este modo una zona de amortiguación de baja energía (11) en el frente (cara frontal) con cargas específicas de aproximadamente 0,87 kg de explosivo/m3 de roca no volada. Los barrenos en la fila 8 se cargan con una columna de 45 m de tercer explosivo (15) de tipo ANFO a una densidad de 850 kg/m3 seguido por un retacado con agregado rocoso inerte hasta los cuellos de los barrenos, proporcionando de este modo una zona de amortiguación de baja energía (14) en la parte posterior (zona posterior) con una carga específica de aproximadamente 0,6 kg de explosivo/m3 de roca no volada. La fila de amortiguación del frente (cara frontal) evita las excesivas proyecciones de roca mientras que la fila de amortiguación posterior (adyacente al frente de arranque) proporciona protección del frente de arranque ante los efectos de la zona de alta energía. La fila 1 no comprende una capa de alta energía para evitar que las proyecciones de roca salgan de la zona frontal sin voladura, mientras que la fila 8 es adyacente al nuevo frente de arranque y, por lo tanto, no comprende una capa de alta energía, para evitar de este modo el daño excesivo al nuevo frente de arranque. El nuevo frente se forma usando una técnica comúnmente conocida como precorte. En este ejemplo, el precorte (10) se ha iniciado como un evento de voladura separada algunos días antes de la voladura, como una fila de barrenos cargados ligeramente sobre un espaciamiento de 4 m cargados con dos intercalaciones de 60 kg de explosivo cada una, estando las intercalaciones separadas por una columna de aire. Generalmente varios, por ejemplo, 5-10, barrenos de precorte se disparan de manera simultánea, estando los grupos de tales barrenos separados por retardos de milisegundos del orden de 25 ms. Como alternativa, el precorte también se puede iniciar en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura de la voladura de proyección, normalmente al menos 100 ms antes de la iniciación de los barrenos más cercanos en la fila 8.
La voladura de proyección se inicia usando detonadores eléctricos o no eléctricos X. Los detonadores están hacia los pies de los barrenos. Dado que las columnas del primer y del segundo explosivo son contiguas en esos barrenos que tienen ambas, solo se requiere un detonado en esos barrenos. La zona de alta energía proporciona una voladura de proyección mejorada de la roca de recubrimiento hacia una posición final de la escombrera así como una rotura fina para mejorar las posteriores tasas de retirada de roca de recubrimiento mediante excavadoras mecánicas, a la vez que se controla la proyección de rocas y el daño al frente de arranque y al nivel de base de la voladura, que en este caso está sobre el estrato de carbón recuperable (7). Los tiempos de retardo teóricos entre filas de los barrenos tal como se muestra en cada fila en la Figura son de 250 milisegundos, con un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la figura) de 10 ms en la fila 1, de 5 ms en las filas 26, de 15 ms en la fila 7 y de 25 ms en la fila 8.
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Esta voladura de proyección de alta energía se modeló usando el modelo de voladura avanzado llamado SoH. El resultado del modelo se muestra en la Figura 13, con la parte superior de la Figura mostrando la voladura de proyección en progreso y la parte inferior de la Figura mostrando la voladura de proyección completada. Se demuestra que la voladura no produce proyecciones de roca o expulsiones de roca descontroladas desde la zona de voladura, pero aún da como resultado un mayor grado no convencional de proyección por voladura. A partir del modelo, se midió el porcentaje de material proyectado en una posición final de la escombrera, conocido como "porcentaje de proyección" y estaba en exceso del 55 %, en comparación con una voladura de proyección convencional en la misma geometría de la voladura y roca que produjo solo aproximadamente un 25 % de proyección.
Otra variación de este ejemplo es, en el mismo ciclo de perforación, carga y voladura, usar la denominada voladura de "levantamiento" por debajo de la voladura de proyección que contiene la capa de alta energía. El uso de tal voladura de levantamiento bajo una voladura de proyección se desvela en el documento WO 2005/052499. Tal voladura de levantamiento se cargaría con una carga específica de al menos un factor de dos menor que la capa de alta energía; por ejemplo, menos de 1 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en esta capa. La voladura de levantamiento proporcionaría otra capa de baja energía; estando esta capa entre el estrato de carbón recuperable y la capa de alta energía de la voladura de proyección por encima.
Ejemplo 11
Este ejemplo es uno para una gran mina de cobre en Sudamérica. Convencionalmente, la mina utiliza alturas de bancos de 16 m. Con el fin de maximizar la productividad, se aplicó el método de voladura de alta energía en este caso para una situación de bancos dobles; usando por lo tanto alturas de bancos de 32 m para cada voladura. El uso de una realización de la invención, Figura 14, que ilustra la profundidad vertical y horizontal de la voladura en metros, muestra tal voladura en unos bancos de 32 m (1) que comprende trece filas (2) de treinta barrenos por cada fila con un diámetro teórico de 311 mm. En esta voladura hay una zona de alta energía que comprende todas las filas. Las piedras (3) y espaciamientos promedio o teóricos (fuera del plano de la Figura) en esta zona son 5 m y 5 m, respectivamente. Las profundidades totales del barreno (4) son de alrededor de 33 m, usando 1 m de subperforación por debajo de la profundidad de nivel de bancos de diseño de 32 m desde la superficie. Los barrenos en cada fila se cargan con una columna de 17 m del primer explosivo (5) a una densidad de 125,0 kg/m3. Todos los barrenos también se cargan con una columna de 4 m de material inerte de retacado (7) por encima de la columna del primer explosivo y después una columna de 6 m de un segundo explosivo (6) a una densidad de 1250 kg/m3. Este segundo explosivo es del mismo tipo y densidad de explosivo que el primer explosivo, concretamente una formulación de ANFO fuerte. Todos los barrenos se retacan desde las partes superiores de las columnas más superiores de explosivos hasta la superficie con material inerte de retacado (8).
Esta carga proporciona una carga específica de aproximadamente 5,1 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de alta energía, que se extiende desde la base o el nivel del diseño del campo de voladura hasta las partes superiores de las columnas del primer explosivo a 17 m desde los pies de los barrenos. También proporciona una carga específica de aproximadamente 1,81 kg de explosivo por m3 de roca no volada en la capa de baja energía, que se extiende desde las partes superiores de las columnas del primer explosivo a 17 m desde los pies de los barrenos hasta los extremos superiores del cuello de los barrenos en la superficie de la voladura. Esto proporciona una carga específica en la capa de baja energía que es un factor de 2,8 veces menor que el de la capa de alta energía. La carga específica en la capa de alta energía, que tal como se define en la presente invención se delimita por planos que unen los extremos más inferiores de los barrenos y los planos que unen los extremos más superiores de las columnas del primer explosivo, se calcula basándose en una carga de 2057 kg en cada columna de primer explosivo y un volumen de roca no volada de (5 m x 5 m x 16 m) o 400 m3 de roca no volada por barreno. La carga específica en la capa de baja energía, que tal como se describe en la presente invención se delimita por la parte superior de la capa de alta energía y por los planos que unen la parte más superior o los extremos del cuello de los barrenos adyacentes (en este caso, la parte superior de los bancos), se calcula basándose en una carga de 725 kg en cada columna de segundo explosivo y un volumen de roca no volada de (5 m x 5 m x 16 m) o 400 m3 de roca no volada por barreno. Se muestra un cuerpo de material de amortiguación que comprende la roca anteriormente volada en un sombreado en gris más oscuro, que se extiende desde la cara de la voladura (a 0 m).
También se muestra en la Figura 14 los momentos de iniciación teóricos (retardo entre filas) de los barrenos en milisegundos en los detonadores X, usando un retardo entre barrenos a lo largo de las filas (no mostrado, fuera del plano de la Figura) de 25 ms.
En este ejemplo, la voladura se inicia usando detonadores eléctricos en cada intercalación de explosivos, indicada con una cruz en la figura, asegurando los retardos entre barrenos y entre filas tal como se especifica. Sin embargo, las intercalaciones en la capa de alta energía se inician tras un retardo de 4000 ms después de que se ha iniciado la intercalación más cercana en la capa de baja energía. En este caso, las intercalaciones más cercanas en la capa de baja energía a las placas en la capa de alta energía son las intercalaciones que están presentes en los mismos barrenos o, las Figuras 15 y 16 representan el resultado modelado de este diseño usando el modelo de voladura SoH. La Figura 15 muestra la capa de baja energía superior iniciándose con un máximo desplazamiento vertical de solo aproximadamente 8 m. La Figura 16 muestra la capa de alta energía inferior iniciándose algunos cuatro
segundos después de la capa de baja energía. El máximo desplazamiento vertical en este caso es, de nuevo, solo aproximadamente 8 m. Se ha visto que se obtiene un excelente control usando esta realización de la invención, que proporciona una carga específica en exceso de 5,1 kg/m3 de roca no volada en la capa de alta energía.
5 Los expertos en la materia entenderán que las capas de alta energía y de baja energía de los ejemplos 3, 4b, 5, 6, 7, 8, 9, 10 y 11 también se pueden lograr mediante otras diversas combinaciones de diámetros de barreno, densidades de explosivos y longitudes de columna y piedras y espaciamientos de los barrenos, siempre que la capa de alta energía tenga una carga específica de al menos 1,75 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada y la capa de baja energía tenga una carga específica de al menos un factor de dos menor que la capa de alta energía. Por 10 ejemplo, en los ejemplos 3, 4b, 6, 7, 8, 9, 10 y 11, las capas de alta y baja energía se pueden lograr mediante la aplicación de una de las técnicas del Ejemplo 5; es decir, el uso de mayores diámetros en las partes del barreno en la capa de alta energía y diámetros más pequeños en las partes del barreno en la capa de baja energía. Como alternativa, se pueden usar barrenos de mayor diámetro separados para proporcionar la capa de alta energía y se pueden usar barrenos de menor diámetro separados para proporcionar la capa de baja energía.
15

Claims (19)

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    10
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    REIVINDICACIONES
    1. Un método de fragmentación y rotura de la roca para la posterior trituración y recuperación del mineral, comprendiendo el método las etapas de perforar barrenos (2) en una zona de voladura (1), cargar los barrenos con explosivos (5,6) y después disparar los explosivos (5,6) en los barrenos en un único ciclo de perforación, carga y voladura, en donde la zona de voladura (1) comprende una zona de voladura de alta energía en la que los barrenos se cargan parcialmente con un primer explosivo (5) para proporcionar una capa de alta energía (12) de la zona de voladura de alta energía que tiene una carga específica de al menos 1,75 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía (12) y en la que al menos algunos de estos barrenos también se cargan con un segundo explosivo (6) para proporcionar una capa de baja energía de la zona de voladura de alta energía, estando la capa de alta energía (12) debajo de la capa de baja energía, teniendo dicha capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos por debajo de la carga específica de dicha capa de alta energía (12), en la que la etapa de voladura en la zona de alta energía comprende disparar los explosivos (4,5) de manera secuencial en las capas de alta y baja energía, disparando el primer explosivo (5) en la capa de alta energía (12) después del segundo explosivo (6) en la capa de baja energía.
  2. 2. Un método de acuerdo con la reivindicación 1, en donde la capa de baja energía tiene una carga específica de como máximo 2,0 kg, preferentemente como máximo 1,5 kg, de segundo explosivo (6) por metro cúbico de roca no volada en la capa de baja energía.
  3. 3. Un método de acuerdo con la reivindicación 1 o 2, en el que la capa de baja energía tiene una profundidad o espesor, en la dirección perpendicularmente alejada de la capa de alta energía (12), de al menos 2 m.
  4. 4. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 3, en donde la capa de alta energía (12) tiene una carga específica de al menos 2 kg, preferentemente al menos 2,5 kg, de primer explosivo (5) por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía (12).
  5. 5. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 4, en donde la capa de alta energía (12) tiene una carga específica de hasta 20 kg del primer explosivo (5) por metro cúbico de roca no volada en la capa de alta energía (12).
  6. 6. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 5, en donde al menos esos barrenos (2) en la zona de alta energía cargados tanto con el primer explosivo (5) como con el segundo explosivo (6) tienen una parte del primer diámetro cargada con el primer explosivo (5) y parte del segundo diámetro cargada con el segundo explosivo (6), y en donde el primer diámetro es mayor que el segundo diámetro.
  7. 7. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 6, en donde, en relación con el segundo explosivo (6), el primer explosivo (5) tiene al menos uno de una mayor densidad, una mayor energía de voladura por unidad de masa, y una mayor velocidad de detonación de voladura.
  8. 8. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 6, en donde el primer explosivo (5) es el mismo que el segundo explosivo (6).
  9. 9. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 8, en donde al menos algunos de esos barrenos (2) en la zona de alta energía cargados tanto con el primer explosivo (5) como con el segundo explosivo (6) tienen al menos una intercalación inerte de retacado o aire en la capa de baja energía.
  10. 10. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 9, en donde hay barrenos (2) en la zona de alta temperatura cargados con el primer explosivo (5) pero no con el segundo explosivo (6), y en donde esos barrenos tiene al menos una intercalación inerte de retacado o aire en la capa de baja energía entre la capa de alta energía (12) y un extremo de esos barrenos por encima de la capa de alta energía (12).
  11. 11. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 10, en donde la voladura del segundo explosivo (6) en la capa de baja energía da como resultado una cobertera de material volado sobre la capa de alta energía (12).
  12. 12. Un método de acuerdo con la reivindicación 11, en donde la perforación, la carga y la voladura en el único ciclo lleva a la roca volada en la zona de voladura de alta energía a permanecer en la zona de voladura (1).
  13. 13. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 12, en donde cualquier carga del explosivo (5) que se va a disparar en la capa de alta energía (12) se dispara al menos aproximadamente 500 ms después de disparar la carga más cercana del explosivo (6) en la capa de baja energía, y preferentemente una primera carga del explosivo (5) que se va a disparar en la capa de alta energía (12) se dispara al menos aproximadamente 500 ms después de disparar la última carga del explosivo (6) en la capa de baja energía.
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    30
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    40
  14. 14. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 13, en donde la voladura es en una mina a cielo abierto en la que los barrenos (2) se extienden hacia abajo, preferentemente con el primer explosivo (5) en la capa de alta energía (12) compensado desde el pie de los barrenos (2) o desde el nivel inferior de la voladura de diseño en la zona de voladura de alta energía, de manera opcional con al menos algunos de los barrenos (2) en la zona de voladura de alta energía cargados con el primer explosivo (5) que también se cargan con explosivo adicional para proporcionar una segunda capa de baja energía entre la capa de alta energía (12) y los pies de los barrenos en la zona de voladura de alta energía, teniendo dicha segunda capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos menor que la carga específica de la capa de alta energía (12) y preferentemente de al menos 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la segunda capa de baja energía.
  15. 15. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 13, en donde la voladura está en una mina subterránea y el primer explosivo (5) y el segundo explosivo (6) se cargan, respectivamente, cerca del cuello de los barrenos (2) y cerca del pie de los barrenos (2), preferentemente con el primer explosivo en la capa de alta energía (12) compensado desde el cuello de los barrenos (2) en la zona de voladura de alta energía, de manera opcional con al menos algunos de los barrenos (2) en la zona de voladura de alta energía cargados con el primer explosivo (5) que también se cargan con explosivo adicional para proporcionar una segunda capa de baja energía entre la capa de alta energía (12) y los cuellos de los barrenos (2) en la zona de voladura de alta energía, teniendo dicha segunda capa de baja energía una carga específica que es al menos un factor de dos menor que la carga específica de la capa de alta energía (12) y preferentemente de al menos 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la segunda capa de baja energía.
  16. 16. Un método de acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 15, en donde la zona de voladura (1) tiene un perímetro, y la zona de voladura de alta energía se aísla del perímetro mediante una zona de voladura de baja energía (11) que comprende barrenos que se han perforado, cargado y volado en dicho ciclo único, cargando dichos barrenos en la zona de voladura de baja energía con explosivo (6) para proporcionar una carga específica que es al menos un factor de dos menor que la carga específica de la capa de alta energía (12) de la zona de voladura de alta energía, preferentemente, una carga específica de, como máximo, 1,5 kg de explosivo por metro cúbico de roca no volada en la zona de voladura de baja energía.
  17. 17. Un método de acuerdo con la reivindicación 16, en donde la zona de voladura de baja energía (11) proporciona una zona de amortiguación entre la zona de voladura de alta energía y un perímetro posterior de la zona de voladura.
  18. 18. Un método de acuerdo con la reivindicación 16, en donde La zona de voladura de baja energía (11) se puede extender de forma sustancial o completa alrededor de la zona de voladura de alta energía.
  19. 19. Un método de acuerdo con la reivindicación 16 o 18, en donde los explosivos (5,6) en la zona de voladura de alta energía se disparan después, preferentemente al menos aproximadamente 500 ms después, al menos de que se haya disparado el explosivo más cercano (6) en la zona de voladura de baja energía (11), preferentemente después de que se hayan disparado todos los explosivos (6) en la zona de voladura de baja energía (11), más preferentemente al menos aproximadamente 500 ms después de que se hayan disparado todos los explosivos (6) en la zona de voladura de baja energía (11).
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