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Mar 24, 2024

Diseños de perforación y voladura para corte de orificios paralelos y V.

Scientific Reports volumen 13, Número de artículo: 2449 (2023) Citar este artículo 2264 Accesos 1 Detalles de Altmetric Metrics La mina Karadon, donde se realizaron estudios de campo, está ubicada en el norte

Scientific Reports volumen 13, número de artículo: 2449 (2023) Citar este artículo

2264 Accesos

1 altmétrica

Detalles de métricas

La mina Karadon, donde se llevaron a cabo estudios de campo, está situada en el noroeste de Turquía y se considera una mina de carbón altamente gaseosa. Los explosivos y los sistemas de ignición utilizados en las minas de carbón subterráneas están determinados por leyes, estatutos, reglamentos y reglas estrictas. Las restricciones derivadas de requisitos legales, como restricciones sobre las longitudes de carga y de avance y los agentes de voladura a utilizar, dificultan o en ocasiones imposibilitan el uso de técnicas de voladura de túneles conocidas. En tales casos, los diseños realizados con las ecuaciones dadas en la literatura deben ser revisados ​​y reordenados. El objetivo de este estudio es recomendar soluciones a las dificultades de voladura que se encuentran en las minas subterráneas de carbón gaseoso en las que existen limitaciones derivadas de requisitos legales. Este estudio resume y analiza las prácticas de voladura actualmente empleadas en la mina Karadon junto con sus desventajas. Luego se realizaron nuevos diseños de voladuras utilizando los métodos sugeridos en la literatura y estos diseños se revisaron de acuerdo con los requisitos legales. Manteniendo constante la concentración de carga en relación con su valor original, se ajustaron las distancias de carga y espaciado. Como resultado de este estudio, se ha visto que la reordenación manteniendo constante la concentración de carga en comparación con su valor original es una solución de ingeniería apropiada.

Los explosivos son probablemente el método más rentable de excavación de rocas en operaciones mineras subterráneas1,2,3. En los últimos años, la excavación de túneles y rocas subterráneas se ha basado en gran medida en métodos de perforación y voladura4. La cantidad y el tipo de explosivos, los patrones de perforación y la secuencia de iniciación son fundamentales para la excavación exitosa de macizos rocosos5.

La voladura en un túnel o galería siempre comienza con el "corte" -un patrón de agujeros diseñados para proporcionar la línea de deformación más eficiente- en o cerca del centro del frente. Cada explosión crea más espacio para el siguiente anillo de barrenos. Es imperativo volar con éxito la sección cortada para que toda la ronda sea exitosa. En la minería y la construcción se han aplicado varios tipos de corte, pero se dividen esencialmente en dos categorías: orificios paralelos y orificios perforados en ángulo. Hoy en día, el método de corte con orificios paralelos más utilizado es el corte con orificios grandes de cuatro secciones, mientras que el corte más utilizado con orificios en ángulo es el corte en V. Este tipo de corte es eficaz para túneles con una sección transversal bastante grande y requiere menos agujeros que un corte paralelo. Cuando se introdujeron las primeras perforadoras mecanizadas, el corte paralelo permitió una perforación paralela precisa. El uso de este tipo de corte también es habitual en túneles pequeños y de recorrido largo.

El tipo de corte elegido depende no sólo de la naturaleza física de la roca y la presencia de debilidad y grietas, sino que también depende del equipo utilizado, el área de la sección transversal y la velocidad de avance preferida. A lo largo de los años, desde que se utilizaron por primera vez explosivos para excavar túneles en la década de 1860, la voladura de túneles ha adquirido una enorme experiencia. Muchos investigadores6,7,8,9,10,11,12,13 examinaron la voladura por corte y propusieron una variedad de patrones de corte. En lo que respecta a los métodos de corte, Shapiro14 comparó los cortes en V con otros cortes y concluyó que el corte en V proporciona la máxima eficiencia de voladura cuando el pozo tiene menos de 2,5 m de profundidad. Chakraborty et al.15 demostraron que los cortes paralelos no eran tan productivos como los cortes en V en túneles pequeños, y se desarrolló una relación empírica. En diferentes modelos de voladura, Soroush et al.16 investigaron el efecto y la sensibilidad del diámetro del pozo y el área de la cara del túnel en los resultados de la voladura y señalaron que el corte en V requiere más agujeros cortados que el corte paralelo en condiciones similares. Cardu y Seccatore17 informan que los túneles con agujeros paralelos tienden a tener una mayor eficiencia de tracción que los túneles con agujeros inclinados. Según Wang et al.18, los cortes en V tienen las ventajas de un menor número de perforaciones, una fácil fundición de la roca y bajos requisitos de precisión de perforación. Sin embargo, la tendencia hacia cortes de pozos paralelos ha surgido como resultado del desarrollo de jumbos hidráulicos con una o más plumas. Además, los cortes de orificios paralelos no requieren un cambio en el ángulo de avance y el avance no se ve tan afectado por el ancho del túnel19.

La falta de una superficie libre hace que la voladura por corte sea más difícil que la voladura a cielo abierto20. Suponiendo que los lados inferior, izquierdo y derecho del macizo rocoso cortado se rompieron por explosión, y que la falla por corte ocurrió en los lados superior e inferior, Dai y Du21. Ellos explicaron cualitativamente el mecanismo de formación de cavidades en los cortes en V. Lou et al.22 propusieron un método de cálculo para determinar la profundidad crítica del agujero central basándose en su teoría del mecanismo de voladura con corte en V.

La existencia de pozos vacíos puede crear condiciones favorables de trituración de la roca durante el proceso de voladura de cortes rectos. Por lo tanto, la forma principal de aumentar el efecto de voladura de los túneles mineros es optimizar y mejorar el método de corte23. Basándose en su estudio sobre la formación de cavidades en los canalones, Lin y Chen24 concluyeron que la roca saldría despedida bajo la acción del gas generado por una explosión a alta presión. Liu et al.25 realizaron pruebas de campo para determinar cómo el orificio central afecta la concentración de tensiones. Según los investigadores antes mencionados, el agujero impulsa el avance cíclico al mejorar la fragmentación de la roca mediante el reflejo de ondas de tracción. Para combinar las ventajas del corte paralelo y en ángulo, Shan et al.20 inventaron el corte casi paralelo con un orificio central. Además, Shan et al.20 propusieron un ángulo entre el corte principal y la cara de trabajo, mientras que el corte auxiliar era perpendicular. Al utilizar un agujero central, Yang et al.26 demostraron que el efecto de lanzamiento de rocas rotas y la utilización de agujeros cortados se podían mejorar considerablemente. Wang et al.4 realizaron simulaciones numéricas para analizar el campo de tensión explosiva generado por el agujero cortado de primer orden. Según los mismos autores, el aumento del diámetro de un agujero vacío hizo que el valor máximo de la onda de tensión alrededor del agujero fuera más del doble que en un macizo rocoso sin agujero vacío. Zuo et al.27 observaron el proceso de voladura en diferentes diámetros de pozo usando fotografía de alta velocidad y explicaron la relación entre el volumen de la cavidad y el diámetro del pozo usando fotografía de alta velocidad.

Las investigaciones anteriores se centran principalmente en el mecanismo de corte y el método de corte, pero las investigaciones sobre voladuras de galería en minas de carbón subterráneas gaseosas no se mencionan lo suficiente. Como resultado de la minería, el carbón y los estratos rocosos circundantes liberan metano. Es extremadamente peligroso mezclar metano con aire en las minas debido a sus propiedades explosivas. Por esta razón, los explosivos y los sistemas de ignición utilizados en las minas subterráneas de carbón gaseoso están determinados por leyes, estatutos, reglamentos y normas estrictas. Estos requisitos legales, que limitan las longitudes de carga y de avance, los agentes de voladura a utilizar y el uso de cápsulas retardadas, hacen que el uso de técnicas de voladura de túneles bien conocidas sea difícil y, a veces, imposible. En este caso, los barrenos no pueden perforarse hasta la longitud requerida o no pueden cargarse con suficientes explosivos. Debido a esto, no se puede alcanzar la concentración de carga lineal requerida. Además, cuando no se utilizan las cápsulas retardadas, cada grupo de barrenos, como corte, parada y perímetro, deben volarse al mismo tiempo. Por lo general, se necesitan dos o tres pasos para perforar y volar (cargar e encender) barrenos cuando no se utilizan detonadores retardados. En este caso, las rocas se vuelven más fijas y más difíciles de romper y evacuar del frente. Además, la voladura de roca dura es un gran desafío con dinamitas admisibles seguras para el metano debido a su bajo peso relativo. En consecuencia, tales dificultades dan como resultado una voladura insuficiente o un avance insuficiente en la excavación, especialmente en minas de hulla gaseosas. En tales casos, no está claro cómo las técnicas de voladura de túneles recomendadas en la literatura producen una solución que cumple con estas limitaciones, especialmente en minas subterráneas de hulla gaseosas. No existen fórmulas en la literatura que puedan usarse directamente en casos tan especiales. Para superar estas dificultades, los diseños realizados con las ecuaciones dadas en la literatura deben revisarse y reorganizarse considerando concentraciones de carga específicas.

En la Turkish Hard Coal Enterprise (TTK), que es el mayor productor de hulla de Turquía, las galerías grandes, como las carreteras de desarrollo (excavadas en la roca), se explotan mediante el método de corte de agujeros paralelos, mientras que las galerías cortas y estrechas, como las vías de acceso y los túneles (parcialmente en o cerca de la veta de carbón) se chorrean mediante el método de corte en V. En este estudio, se resumen las prácticas de voladura empleadas actualmente en la mina Karadon y se presenta la situación actual con sus desventajas. Luego, en primer lugar, se realizaron nuevos diseños de voladuras que incrementaran el avance actual utilizando los métodos sugeridos en la literatura, y luego se revisaron estos diseños considerando los requisitos legales. Manteniendo constante la concentración de carga en relación con su valor original, se ajustaron las distancias de carga y espaciado. Se realizaron diseños de cortes de orificios paralelos para caminos de desarrollo, mientras que se hicieron diseños de cortes de orificios en ángulo para accesos y galerías. En este contexto se facilitaron el plan de perforación, el número y la cantidad de detonadores retardados necesarios y la cantidad de dinamita.

El uso de explosivos y sistemas de ignición en minas de carbón subterráneas se rige por leyes, estatutos y reglamentos. En Turquía existen dos leyes específicas que describen claramente el uso de explosivos en las minas y la seguridad laboral. La primera legislación son los requisitos establecidos en el decreto nº 87/12028 "Reglamento/Directivas sobre Procedimientos y Principios para Materiales de Caza y Artículos Similares relacionados con Artículos Explosivos No Monopólicos" y la otra es el "Reglamento sobre SST a ser tomado en las Explotaciones Mineras y Canteras y la Construcción de Túneles"28. En estas dos legislaciones, los artículos que incluyen aplicaciones de perforación y voladura específicas de la minería subterránea del carbón se incluyen únicamente en el primero. El resumen de estos artículos relacionados con la construcción de túneles en minas de carbón se proporciona a continuación:

En la construcción de minas, canteras y túneles sólo se podrán utilizar agentes de voladura del tipo permitido por el Ministerio. Los agentes de voladura que se utilicen en minas gaseosas, en polvo de carbón y en minas de azufre, deberán ser de la calidad exigida por la seguridad de dichas minas.

La altura de la carga explosiva no puede exceder la mitad de la profundidad del pozo. El espacio restante se llena con material de tallo.

En minas con gases inflamables y combustibles y peligro de quema de polvo y explosión, no se puede realizar disparo con mecha.

En las minas de gas y de polvo de carbón se utilizará un dispositivo de encendido eléctrico a prueba de fuego.

c) Las cápsulas de retardo sólo pueden utilizarse en minas de carbón para voladuras en roca;

d) Si se sospecha una liberación repentina de gas en las minas de carbón o si las vías de acceso se acercan a la veta de carbón, se utilizan cápsulas seguras en lugar de cápsulas retardadas.

a) En las minas de carbón, las puertas de entrada sólo pueden encenderse mediante cápsulas eléctricas.

b) Las cápsulas con carcasa de aluminio no se pueden utilizar en minas de carbón y azufre.

La perforación y voladura en las minas de carbón es difícil de diseñar debido a los requisitos mencionados anteriormente.

Los principales yacimientos de hulla de Turquía se encuentran en la cuenca de Zonguldak, entre Ereğli y Amasra en la costa del Mar Negro, con una distribución de 160 km. Como mayor productor de hulla de Turquía, TTK gestiona todas las actividades de hulla en el país como empresa de propiedad estatal. Debido a la naturaleza dispersa de las cuencas de hulla de Zonguldak, TTK ha establecido cinco áreas de producción: Armutcuk, Kozlu, Uzulmez, Karadon y Amasra. Los primeros cuatro establecimientos se encuentran dentro de los límites de la provincia de Zonguldak y el último dentro de la provincia de Bartın (Fig. 1). La minería subterránea se utiliza para toda la producción y la extracción se produce simultáneamente en varios horizontes dentro de las minas de carbón. Las vetas de carbón en la cuenca minera tienen un espesor promedio de 2 m y una inclinación de 0°–90°. El poder calorífico de los carbones de la cuenca de Zonguldak oscila entre 6.200 y 7.250 kcal/kg y la reserva estimada es de aproximadamente 1.300 millones de toneladas.

Ubicación de las minas de carbón en la cuenca de hulla de Zonguldak.

Hay más de 20 vetas de carbón explotables en la yacimiento de carbón de Zonguldak, que consiste en un cinturón de medidas de carbón carbonífero. La geología se caracteriza por vetas muy profundas que, en determinadas zonas, se encuentran bajo el Mar Negro. Las fallas y los pliegues han alterado significativamente los estratos y el metano está presente en grandes cantidades. Además de su tendencia a la combustión espontánea, también se sabe que el carbón es propenso a explosiones. Como resultado de estos problemas, la minería se ha convertido en una industria que requiere mucha mano de obra y tiene un potencial limitado de mecanización. La empresa Karadon Hard Coal Business (Karadon TIM), donde se llevaron a cabo los estudios de campo, continúa sus actividades de producción en un área de 32 km2, a 12 km al este de la provincia de Zonguldak y está clasificada como una mina de carbón altamente gaseoso. Como consecuencia de las actividades mineras, el metano de las minas de carbón se libera del carbón y de los estratos rocosos circundantes. El metano de las minas representa un riesgo para la seguridad debido a su naturaleza explosiva.

Para determinar las propiedades elásticas y mecánicas de la roca circundante, se llevaron a cabo experimentos de mecánica de rocas en 15 vetas de carbón explotables diferentes tomando muestras de los estratos del suelo y del techo. La roca circundante está compuesta principalmente de arenisca, limolita y conglomerado (Fig. 2). El resumen de los valores promedio de las propiedades de la roca intacta obtenidos de las rocas probadas se presenta en la Tabla 1.

Formaciones rocosas observadas en la cuenca del carbón.

De acuerdo con la clasificación sugerida por ISRM29 en términos de resistencia a la compresión uniaxial de los materiales rocosos, la distribución de las muestras de roca probadas se muestra en la Fig. 3. En general, los valores de UCS (Resistencia a la compresión uniaxial) de las muestras de arenisca se clasificaron como fuertes de desde una perspectiva de ingeniería, mientras que las muestras de limolita se clasificaron como débiles y las muestras de conglomerados se clasificaron como moderadamente débiles. Sin embargo, 27 de las muestras de arenisca tuvieron valores de UCS superiores a 100 MPa con un valor máximo de 140 MPa. Este valor permanece en el rango 100-250 de la clasificación recomendada por ISRM y se designa como rocas muy fuertes.

Clasificación de la resistencia a la compresión uniaxial de rocas ensayadas.

Según la experiencia de la mina, las formaciones encontradas en el campo se dividen en categorías según la resistencia de la roca para simplificar. Estas categorías incluyen formaciones de dureza media y formaciones relativamente débiles. Las características del macizo rocoso en la región son variables y el RQD (Designación de calidad de roca) promedio es de alrededor del 90% en formaciones de dureza media que contienen arenisca masiva, mientras que este valor es de alrededor del 20% en formaciones relativamente débiles que consisten en limolita-arenisca. Los valores de RMR (Clasificación de masa de roca) son alrededor de 70 en formaciones de dureza media con arenisca masiva, y de 40 a 60 para formaciones relativamente débiles con unidades de transición de limolita, arenisca y conglomerados débiles.

El proceso de excavación de túneles, galerías, galerías, etc. se denomina tunelización. La perforación y voladura son un método de excavación ampliamente utilizado en aplicaciones de túneles debido a su versatilidad, menor costo de inversión inicial y aplicabilidad más fácil en comparación con la excavación mecánica. Aunque hoy en día se utilizan máquinas tuneladoras en muchos proyectos de túneles de transporte, la técnica más común de excavación subterránea de roca es, con diferencia, la perforación y voladura.

La voladura de banco se diferencia de la voladura de túnel en que la voladura de banco se dirige hacia múltiples superficies libres, mientras que la voladura de túnel se dirige hacia una sola superficie libre. Como resultado, existe un límite en la longitud redonda y el volumen de roca que se puede volar simultáneamente. Para que la roca se rompa y salga despedida de la superficie es necesario formar una segunda cara libre. Un corte en el frente del túnel produce esta segunda cara7. El propósito del corte es crear una cavidad primaria en la línea del túnel. Aquí es donde los agujeros restantes pueden expandirse fácilmente y volar la roca restante hacia esta abertura.

La minería y la construcción utilizan una variedad de tipos de corte, pero se dividen principalmente en dos categorías: cortes de orificios paralelos y cortes de orificios en ángulo. Aunque existen muchos subtipos diferentes de cada tipo de corte principal, los tipos de corte más comunes en la actualidad son los de orificio paralelo y los de corte en V.

Con la introducción de las perforadoras mecanizadas, se introdujo el corte de agujeros paralelos11. En este tipo de corte, todos los agujeros se perforan paralelos entre sí. Se utiliza un gran pozo de perforación como abertura para la voladura. El método de corte de orificios paralelos más utilizado en la actualidad es el corte de orificios grandes de cuatro secciones, también conocido como método sueco. Desarrollado originalmente por Langerfors y Kihlstrom6, Holmberg9 publicó posteriormente un modelo de diseño completo para este diseño de corte. Recientemente fue actualizado por Persson et al.13.

En el corte de agujeros paralelos, el avance del cartucho está limitado por el diámetro del agujero vacío y la desviación de los agujeros de carga. Dado que la deriva será bastante costosa si el avance es mucho menor que el 95% de la profundidad del pozo perforado, el avance promedio (I) puede alcanzar el 95% de la profundidad del pozo perforado (H).

En cortes de pozos paralelos de cuatro secciones, la profundidad del pozo de voladura se puede estimar mediante la siguiente ecuación;

donde D0 denota el diámetro del agujero vacío (m)13. Olofsson10 también propuso el gráfico que se muestra en la Fig. 4 para la relación entre la profundidad del pozo y el avance para diferentes diámetros de pozo vacío.

La relación entre la profundidad del agujero y el avance para diferentes diámetros de agujero vacío10.

El mecanismo de rotura depende en gran medida del tipo de explosivo, las propiedades de la roca y la distancia entre el pozo vacío y los pozos cargados12. Para el procedimiento general de voladura, determinar la carga de los agujeros cortados es crucial30. Para un proceso de rotura efectivo, la distancia entre el pozo vacío y el pozo de voladura en el primer cuadrilátero B1 no debe exceder 1,7 veces el diámetro del pozo vacío D06. Para cargas mayores a 2D0, el ángulo de rotura es demasiado pequeño y se produce una deformación plástica de la roca entre los barrenos. Si la carga de roca está por debajo de D0, se producirá una falla en el corte. Por este motivo se recomienda que las cargas se calculen como B1 = 1,5D0. Según Persson et al.13, si la desviación de perforación es superior al 1%, la carga en el primer cuadrilátero se calcula prácticamente de la siguiente manera;

donde el término \(\left({\mathrm{\alpha }}_{e}\mathrm{H}+{\upbeta }_{e}\right)\) representa las desviaciones máximas de perforación, αe es la desviación angular en m/m. H es la profundidad del pozo en metros y βe denota la desviación del collarín en metros. La concentración de carga lineal q (expresada en kg/m), se calcula a partir de la siguiente ecuación13;

donde el término dh denota el diámetro del barreno (m), D0 indica el diámetro del barreno vacío (m), B se define como la distancia máxima entre barrenos y carga (m), c es la constante de la roca y RWS se expresa como la Fuerza relativa del peso del explosivo con respecto al ANFO. Suponiendo que se conoce la carga en el primer cuadrilátero (B1), se utiliza la siguiente fórmula para el diseño geométrico del ancho del primer cuadrilátero10.

Después de calcular el primer cuadrilátero, la carga de los siguientes cuadriláteros debe resolverse geométricamente. Una voladura hacia un agujero circular exige una mayor concentración de carga que una voladura hacia una abertura rectangular. Esto ocurre debido a una reflexión de las ondas de tensión mayor y menos efectiva. El método de cálculo para los cuadriláteros restantes del corte es esencialmente el mismo que para el primer cuadrilátero. La rotura, sin embargo, se produce hacia una abertura rectangular en lugar de circular. Existen muchas variantes bien probadas de los patrones de corte de orificios paralelos que funcionan bien11. Según Langerfors y Kihlstrom6, la carga (B) para los cuadrángulos restantes del corte debe ser 0,7 veces el ancho (W) de la abertura existente para proporcionar la máxima rotura (Bn = 0,7Wn). Luego, el ancho (Wn) de los cuadrángulos restantes se puede calcular geométricamente como se muestra a continuación8;

Las dimensiones del diseño del corte de orificio grande de cuatro secciones se muestran en la Fig. 5. Como regla general para determinar el número de secciones, la longitud lateral de la última sección no debe ser menor que la raíz cuadrada del avance12. La longitud del vástago (ho) debe estimarse como 10 veces el diámetro del barreno.

Diseño de corte con orificio grande de cuatro secciones.

Cuando se hayan calculado los agujeros cortados (A), se podrá calcular el resto de la ronda del túnel. La ronda se divide en: orificios de tope con rotura hacia arriba y horizontalmente (B), orificios de tope con rotura hacia abajo (C), orificios de contorno (agujeros de techo y pared) (D) y orificios de piso (elevadores) (E)10. La Figura 6 ilustra los diferentes segmentos de túnel creados por la voladura de túneles. La carga (B) de la bala depende de la cantidad de explosivo y del diámetro del barreno. La ecuación de carga se presenta de la siguiente manera;

donde, el término B representa la carga (m), dh denota el diámetro del barreno de voladura (mm) y qb es la concentración de carga del fondo (kg/m). El cálculo de la concentración de carga inferior es el siguiente10;

Zonas en voladuras de túneles9.

donde, qe es la densidad explosiva (g/cm3) y AWS es la resistencia al peso absoluto (1 para Dynamex M)31. Cuando se conocen la carga (B), la profundidad del orificio (H) y la concentración de carga del fondo (qb), se puede utilizar la Tabla 2 para calcular la geometría de perforación y carga de la ronda.

El corte más utilizado con agujeros en ángulo es el corte en V. El corte en V, que utiliza orificios en ángulo perforados simétricamente, es un corte tradicional. La parte media inferior de la cara suele estar perforada con agujeros en ángulo en forma de cuña. La primera detonación eliminará el material de la cuña, lo que permitirá que detonaciones posteriores rompan la cuña32. En túneles anchos donde la perforación no está limitada por el ancho del túnel, todavía se usa comúnmente.

Los cortes en V requieren un cierto ancho de túnel para poder acomodar el equipo de perforación (Fig. 7). Por lo tanto, el ancho del túnel limita en gran medida el uso del corte en V. En este tipo de diseño de corte, el avance teórico por ronda aumenta con el ancho del túnel y se puede lograr un avance del 45 al 50% del ancho del túnel. En el caso de túneles estrechos, el corte en V se vuelve puntiagudo y, por tanto, más difícil de volar. Como resultado, la excavación de túneles pequeños requiere más rondas de perforación. La precisión de la perforación influye en gran medida en los resultados de la voladura. Normalmente el corte consta de una o dos V, pero en rondas más profundas puede consistir en V triples o cuádruples. Los principios de voladura superficial se utilizan para cortes en V en los que el ángulo de expansión de la roca es igual o superior a 90 grados. El ángulo de corte no debe ser demasiado agudo y no debe ser inferior a 60°. Los ángulos más agudos requieren mayores concentraciones de carga en los agujeros8,10.

Corte en V típico utilizado en minería subterránea10.

La excavación de túneles mediante voladuras con corte en V dará como resultado un aumento mínimo de la carga a medida que aumenta la profundidad22. La carga de cada V depende de la cantidad de explosivo con la que se puede cargar el diámetro del barreno. En el modelo sueco, la ecuación que da la carga depende principalmente de la concentración de carga lineal (diámetro del pozo de perforación) y del tipo de explosivo. La relación que da la carga es;

donde, el término B representa la carga (m), dh denota el diámetro del barreno de voladura (mm), f es el coeficiente de corrección de la carga según el ángulo de los orificios cortados αv (f = 1 para αv = 60°; f = 1,1 para αv = 75°; f = 1,2 para αv = 90° y los valores intermedios se pueden interpolar) y qb es la concentración de carga del fondo (kg/m) y se puede calcular a partir de la ecuación. (8). El espacio (E) para los orificios cortados debe ser 0,8 veces la carga (B). La carga del fondo debe ser al menos un tercio de la profundidad del agujero. La concentración de carga de la columna debe ser 0,5 veces la carga del fondo. La parte descargada del agujero es 0,3 veces la carga. La Figura 8 muestra la altura del corte (C) y las cargas B1 y B2 para el corte de acuerdo con la concentración de carga10.

Las cargas B1, B2 y la altura de corte C con relación a la carga inferior10.

Para el resto de la ronda, el método de cálculo es el mismo que se presenta en la Tabla 2. Los orificios de expansión cortados deben detonarse en la mayor medida posible mediante el uso de detonadores de milisegundos.

Se deben realizar exámenes físicos y químicos y pruebas de galería para determinar si los explosivos utilizados en las minas de carbón subterráneas son seguros contra el fuego y el polvo de carbón. Antes de utilizar cualquier tipo de explosivos, es absolutamente necesario obtener el permiso de la agencia reguladora. En Karadon TIM se utilizan dos tipos de dinamita como explosivos: dinamita admisible segura para metano y dinamita de gelatina. La dinamita admisible segura para el metano es adecuada principalmente para operaciones subterráneas de voladura de carbón y para la voladura de rocas blandas. La voladura de roca dura no se puede lograr con este tipo de dinamita debido a su bajo peso relativo. Además, es el único producto fiable probado en minas de carbón subterráneas de Turquía para gases de minas (particularmente metano) y polvo de carbón33. Sin embargo, la empresa puede utilizar un determinado tipo de dinamita de gelatina en galerías excavadas en la roca (al menos a 20 m de distancia de las vetas de carbón), siempre que cumpla con los requisitos legales mencionados anteriormente. Las propiedades técnicas de la dinamita de tipo admisible y segura para el metano y la dinamita de gelatina se enumeran en la Tabla 3. Esta mina también utiliza detonadores con retardo eléctrico (cobre) de acuerdo con las normas de seguridad.

Las vías de desarrollo (abiertas en formaciones rocosas) en Karadon TIM se excavan con dinamita de gelatina mediante el método de corte de agujeros paralelos. En este método, la voladura se realiza en dos etapas; primero se limpian con chorro de arena los orificios cortados y esparcidores de corte, luego se perfora y se chorrea el resto de la cara de la carretera (agujeros de parada, de contorno y de elevación). El agujero vacío se perfora primero 38 mm y luego se expande gradualmente hasta 76 o 115 mm, dependiendo de la resistencia de la roca.

El diámetro y longitud nominales de la perforadora utilizada en la mina son 0,038 my 3 m, respectivamente. Para el equipo de perforación electrohidráulico utilizado, las desviaciones angulares y de collarín se estimaron en 0,2 m/m y 0,2 m, respectivamente. Se prevé un avance de 2,4 m para una sección de 14 m2 con 90 barrenos. Según la experiencia de la mina, el diámetro del pozo vacío debería ser de 115 mm en formaciones de dureza media y de 76 mm en formaciones relativamente débiles. Por lo tanto, se consideraron dos diseños de voladura diferentes según la resistencia de la roca.

La longitud de la perforadora utilizada en la mina es de 3 m, por lo que sería apropiado tomar la profundidad real del pozo como 2,85 m (H = 2,85 m). En este caso, el avance medio se puede lograr en una vuelta con una eficiencia del 95%, lo que corresponde a 0,95 H = 2,7 m. La carga práctica puede entonces calcularse a partir de la ecuación. 3 para ambos diámetros de orificio vacío;

En este trabajo, la constante de roca c se eligió como 0,4 kg/m3 para formaciones masivas de arenisca y 0,45 kg/m3 para formaciones de transición de limolita, arenisca y conglomerados relativamente débiles. Así, utilizando la Ec. 4, las concentraciones de carga lineal se calculan como 0,386 y 0,520 kg/m para diámetros de orificio vacío de 76 y 155 mm, respectivamente.

Como puede verse, la concentración de carga lineal de dinamita de gelatina (1,20 kg/m3) utilizada excede la concentración de carga lineal requerida en el barreno. Esto puede causar que los residuos de roca que quedan en el fondo del pozo después de la voladura se abulten e incluso causen fallas en el corte. Para evitar este fenómeno, es necesario calcular la distancia entre el pozo vacío y el pozo de voladura en el primer cuadrilátero de acuerdo con las características actuales de la dinamita. Estos cálculos se pueden realizar mediante el método de prueba y error hasta alcanzar la concentración de carga lineal requerida de gelatina de dinamita. De esta manera, la distancia de carga se ajusta de modo que la concentración de carga de la dinamita utilizada proporcione la concentración de carga requerida. Cuando se realizan estos cálculos, las cargas prácticas se obtienen como 0,113 y 0,182 mm para diámetros de orificio vacío de 76 y 155 mm, respectivamente.

Posteriormente, como se muestra en la Fig. 9, se calcularon la carga y el ancho de los cuadrángulos restantes en el corte, para ambos diámetros de orificio vacío. En la Fig. 9, los números del 1 al 9 son números de cápsula con un retraso de 30 ms.

La disposición de los orificios cortados para diámetros de orificios vacíos de 76 y 115 mm.

Como puede verse en la Fig. 9, la longitud lateral de la última sección se obtiene como 1,34 y 2,16 m para ambos diámetros de pozo vacío considerados. Como resultado, se puede decir que el corte se completa con 5 cuadriláteros para ambos casos. Después de esta etapa donde se completa el diseño de corte, se debe obtener la sección transversal deseada.

Dado que la densidad y la resistencia en peso relativa de la dinamita de gelatina son 1,5 g/cm3 y 0,8, la concentración de carga inferior se calcula a partir de la ecuación. 8 para el barreno de voladura de 38 mm como se muestra a continuación:

La carga puede entonces calcularse a partir de la ecuación. 7 de la siguiente manera:

Cuando se conocen la carga (B), la profundidad del orificio (H) y la concentración de la carga del fondo (qb), se puede utilizar la Tabla 2 para calcular la geometría de perforación y carga de la ronda. Los valores obtenidos según los cálculos dados en la Tabla 2 se presentan en la Tabla 4.

Al aplicar exactamente las distancias de carga y espaciado, así como las longitudes de tallo indicadas en la Tabla 4, se violan los requisitos de la ley turca. La mencionada legislación establece que “La altura de la carga explosiva no puede exceder la mitad de la profundidad del pozo. El espacio restante se rellena con material de derivación”. Si los barrenos se cargan según lo exige la legislación pertinente, es posible que las distancias de carga y espaciamiento de los barrenos dadas en la Tabla 4 no funcionen como se desea o que se produzca una voladura fallida.

Se prepararon patrones de voladura para ambos diámetros de pozo vacío tomando en consideración los datos de geometría de perforación y carga proporcionados en la Tabla 4 como información preliminar. Debe reorganizarse de modo que la altura de la carga explosiva no exceda la mitad de la profundidad del pozo. Al realizar esta disposición, la concentración de carga específica se mantuvo igual (0,286 m3/kg) y se tuvieron en cuenta las propiedades geométricas de la sección transversal. En otras palabras, la reordenación se realizó manteniendo constante la concentración de carga con respecto a su valor original. En este caso, será necesario utilizar siete cartuchos de dinamita de gelatina en los orificios de los tapones y 6 cartuchos en los orificios del contorno. Los pozos del piso se cargarán a la mitad de la longitud del barreno como se describió anteriormente. Se utilizaron cartuchos de agua de plástico para detener las partes descargadas de los barrenos.

En resumen, las distancias de carga y espaciamiento se ajustan para garantizar que la concentración de carga específica sea la misma que el valor obtenido en los cálculos si el barreno se carga a la mitad de la profundidad del barreno. La disposición de los barrenos y las secuencias de disparo en la excavación de caminos de desarrollo de sección transversal de 14 m2 para diámetros de barrenos vacíos de 76 mm y 115 mm se presenta en las Figs. 10 y 11, respectivamente. En estas figuras, los números en los barrenos de voladura muestran la secuencia de disparo (orden de retardo). Todas las distancias también están en mm. Como puede verse, se utilizaron números de retraso de hasta 14 en las rondas explosivas considerando las cápsulas de milisegundos y medio segundo disponibles. Los detalles del corte se proporcionaron anteriormente.

La disposición de los barrenos y las secuencias de disparo en la excavación de un camino de desarrollo de sección transversal de 14 m2 para un diámetro de barreno vacío de 76 mm (ver Fig. 9 para detalles de corte).

La disposición de los barrenos y las secuencias de disparo en la excavación de un camino de desarrollo de sección transversal de 14 m2 para un diámetro de barreno vacío de 115 mm (ver Fig. 9 para detalles de corte).

Los orificios del contorno (orificios en el techo, orificios en las paredes y orificios en el piso) deben estar en ángulo fuera del contorno para que el túnel pueda abrirse con su área de sección transversal diseñada. Existe un ángulo entre el perfil práctico (perforado) del túnel y el perfil teórico del túnel llamado ángulo de observación. En un túnel perforado paralelo a su línea teórica, la cara se hace cada vez más pequeña después de cada ronda. Se recomienda que el mirador no supere los 10 cm + 3 cm/m de profundidad del agujero10. El mirador en este caso mide unos 19 cm.

La mina utiliza dinamita admisible segura para el metano para crear puertas de entrada (puertas de entrada y de salida) y galerías porque la perforadora electrohidráulica es ineficiente en galerías tan cortas y estrechas.

En la mina, la voladura se realiza en tres etapas; Primero se granallan los agujeros cortados, luego se perforan y se granallan los agujeros de tope. En otro turno, se perforan y volan los agujeros restantes en el frente de la carretera (agujeros de contorno). Se proporciona 1 m de avance para secciones transversales de 12,5 m2 o 10 m2 con 60 a 90 barrenos.

En esta sección, se realizaron dos diseños diferentes de corte en V para una sección transversal de 12,5 m2 con un avance objetivo de 1,3 m y 2,4 m utilizando diseños de corte en V simple y doble. Se incluyeron taladros de 1,6 m en el diseño en V simple y de 2,4 m en el diseño en doble V. Ambas brocas utilizadas en la mina tienen un diámetro de 32 mm.

La profundidad promedio del pozo que se puede perforar con un taladro de 1,6 m con una eficiencia del 95% es H = 1,5 m. Para proporcionar el ángulo máximo de 60° de los agujeros cortados, el avance teórico es A = H.Cos30o = 1,3 m. De manera similar, la profundidad promedio del pozo que se puede perforar con un taladro de 2,4 m con una eficiencia del 95% es H = 2,3 m. Para proporcionar el ángulo máximo de 60°, el avance teórico es A = H.Cos30o = 2,0 m.

Para la densidad de la dinamita segura para el metano 1,1 g/cm3 y la resistencia en peso relativa de la dinamita segura para el metano S = 0,56, la concentración de carga inferior qb se calcula a partir de la ecuación. (8) como 0,495 kg/m para el barreno de 32 mm.

El coeficiente de corrección de carga para el ángulo de los orificios cortados αv = 60° es f = 1. La carga B se puede calcular a partir de la ecuación. (9) como 0,46 m.

Dado que el espaciamiento (E) para los orificios cortados debe ser 0,8 veces la carga (B), el espaciamiento para los orificios cortados es E = 0,46 × 0,8 = 0,37 m. Cuando se conocen la carga (B) y la concentración de la carga del fondo (qb), se puede utilizar la Tabla 2 para calcular la geometría de perforación y carga de la ronda. Los valores obtenidos según los cálculos dados en la Tabla 2 se presentan en la Tabla 5 para el diseño de corte en V única.

Según este cálculo, será necesario utilizar cuatro cartuchos de dinamita a prueba de metano en los agujeros cortados. A esto le siguen tres cartuchos en los orificios de los muros y los muros, dos cartuchos en los orificios del techo y seis cartuchos en los orificios del piso. Sin embargo, en este caso los cortes y los agujeros en el suelo infringirán la legislación pertinente. Como consecuencia, al igual que en el diseño de corte de pozos paralelos, la cantidad de dinamita debe reorganizarse de manera que la carga explosiva no exceda la mitad de la profundidad del pozo de voladura.

La disposición de los orificios con un solo corte en V se muestra en la Fig. 12 y la disposición de los barrenos y las secuencias de disparo en la excavación de galerías de sección transversal de 12,5 m2 para un patrón de un solo corte en V se presenta en la Fig. 13. En la Fig. 13, los números en los barrenos de 0 a 6 hay números de cápsulas con un retraso de 30 ms. En el patrón de diseño reorganizado, se recomienda utilizar tres cartuchos de dinamita a prueba de metano en los orificios de corte, tope y pared, dos cartuchos en los orificios del techo y tres cartuchos en los orificios del piso.

La disposición de los agujeros cortados en V individuales.

La disposición de los barrenos y secuencias de disparo en una excavación de 12,5 m2 de sección transversal para un solo patrón de corte en V.

En la Tabla 6, se presenta un resumen del patrón clásico de corte en V único que proporcionará 1,3 m de avance para una sección transversal de 12,5 m2. Para minimizar la cantidad de cápsulas de milisegundos y medios segundos disponibles que deben usarse, se eligió la altura de corte lo más larga posible. Sin embargo, las secuencias de cocción que se indican aquí siguen siendo válidas para galerías excavadas en roca. Debido al hecho de que el disparo retardado está prohibido en las puertas de entrada, cada grupo de barrenos, como corte, parada y perímetro, debe detonarse individualmente de acuerdo con las regulaciones pertinentes. En este caso, inicialmente se perforarán y volarán los agujeros cortados numerados 0, 1 y 2. Luego, una vez formada la cavidad cortada, se perforarán y volarán los orificios de tope numerados 3 y 4. Finalmente, se perforarán y volarán los orificios de contorno y piso numerados 5 y 6 para dar la sección transversal deseada a los portales.

Este tipo de ignición también tiene sus propios efectos negativos. Por ejemplo, si bien la perforación y la voladura (carga e ignición) de los barrenos se pueden realizar en un solo paso, se realizan en tres etapas, como se mencionó anteriormente. Además, el disparo simultáneo de tres filas de agujeros cortados aumenta la fijación de las rocas y hace que sea más difícil romper y evacuar las rocas del frente.

Utilizando una perforadora de 1,6 m, es posible proporcionar en teoría un avance de 1,3 m con el clásico patrón de voladura de corte en V único. Para poder avanzar más, es necesario cambiar al patrón de doble corte en V. Para conseguirlo se debe utilizar una broca de 2,4 m. Con el uso de un taladro de este tamaño, teóricamente será posible proporcionar un avance de 2,0 m. Utilizando el cuadro de la Fig. 8, se determina que la altura del corte (C) y las cargas B1 y B2 para el corte son 1,35, 0,950 y 0,725, respectivamente, para una concentración de carga lineal de dinamita segura para metano de 0,625 kg/ metro.

Según este cálculo, será necesario utilizar seis cartuchos de dinamita a prueba de metano en los orificios cortados, de tope y de las paredes, cinco cartuchos en los orificios del techo y siete cartuchos en los orificios del piso. Como se mencionó anteriormente, los cortes y los agujeros en el piso volverán a contravenir la legislación pertinente. En estas condiciones, la cantidad de dinamita debe reorganizarse de modo que la altura de la carga explosiva no exceda la mitad de la profundidad del pozo. Esto se hace acercando los agujeros, como se hizo anteriormente en el corte de agujeros paralelos.

La disposición de los barrenos de doble corte en V se muestra en la Fig. 14 y la disposición de los barrenos y las secuencias de disparo en la excavación de galerías de sección transversal de 12,5 m2 para un patrón de doble corte en V se presenta en la Fig. 15.

La disposición de los agujeros cortados en doble V.

La disposición de los barrenos y secuencias de disparo en una excavación de 12,5 m2 de sección transversal para un patrón de corte en doble V.

En la Tabla 7 se presenta un resumen del patrón clásico de doble corte en V que proporcionará 2,0 m de avance para una sección transversal de 12,5 m2.

En la mina Karadon, la producción de carbón la realizan Kilimli y Gelik Enterprises. Se seleccionaron dos casos reales diferentes según las condiciones encontradas en la mina. En el primer caso, se seleccionó una veta de carbón de 1 m de espesor con una inclinación de 45° en la galería sur 54,516 que cruza la veta Kurul en el nivel −460 de Kilimli Enterprise. Para el ejemplo de la puerta de entrada seleccionada, la superficie libre requerida se creará excavando primero el carbón en la cara de la puerta de entrada. Después de eso, como se muestra en la Fig. 16a, los primeros orificios a volar se perforarán en una línea paralela a la veta de carbón con una carga de 45 cm y un espacio de 50 cm. Para realizar una voladura eficaz, las filas de barrenos deben perforarse transversalmente entre sí. Se recomienda perforar barrenos rectos a 2,1 m de profundidad y luego cargarlos con cuatro cartuchos de dinamita a prueba de metano, detonándolos simultáneamente y sin demora. Después de volar los primeros barrenos y tomar el sebo, los barrenos de contorno deben perforarse a 2,15 m de profundidad con un ángulo de 6° hacia afuera como se muestra en la Fig. 16b. Los segundos barrenos deben perforarse en la sección transversal deseada, con los orificios del techo y las paredes separados por 40 cm y los orificios del piso a 50 cm. Los orificios del techo y las paredes deben cargarse con tres cartuchos de dinamita segura para el metano y los orificios del piso con cuatro cartuchos de dinamita segura para el metano. Todos los agujeros del contorno se deben chorrear al mismo tiempo. Los pozos auxiliares se pueden perforar y volar con base en la cavidad de voladura obtenida de la primera voladura.

Geometría seleccionada de la puerta de entrada y ubicación de los primeros (a) y segundos (b) barrenos de voladura.

En el segundo caso, se eligió un caso con una veta de carbón con un espesor de 1 my una inclinación de 55° con intercalaciones paralelas a la veta en la galería norte 41,505 que cruza la veta Akdag en el nivel −460 de Gelik Enterprise. Si la superficie libre se crea excavando la veta de carbón en la cara, los primeros agujeros se pueden perforar perpendicularmente a la cara. Esto es similar al primer ejemplo explicado anteriormente. Esta vez se discutió el caso de no excavar la veta de carbón.

En este caso, los primeros pozos a volar se perforarán a lo largo de una línea paralela a la veta de carbón con una carga de 40 cm y un espaciamiento de 40 cm. Esto se muestra en la Fig. 17a. Estos primeros barrenos deben perforarse en un ángulo de 11° a una profundidad de 2,15 m inclinados hacia la veta de carbón. Esta inclinación podrá reducirse en la segunda fila de barrenos. Cada barreno se detonó al mismo tiempo y sin demora con cápsulas y la carga se realizó con cuatro cartuchos de dinamita a prueba de metano.

Elección de la geometría del camino de entrada y ubicación del primer y segundo barreno.

Después de volar los primeros barrenos y tomar el sebo, los barrenos de contorno deben perforarse a 2,1 m de profundidad con un ángulo de 6° hacia afuera como se muestra en la Fig. 17b. Los segundos barrenos deben perforarse en la sección transversal deseada con los orificios del techo y las paredes separados por 40 cm y los orificios del piso por 50 cm. Los orificios del techo y las paredes deben llenarse con tres cartuchos de dinamita segura para el metano y los orificios del piso con cuatro cartuchos de dinamita segura para el metano. Todos los agujeros del contorno se deben chorrear al mismo tiempo.

El objetivo de este estudio es recomendar soluciones sencillas a las dificultades de voladura que se encuentran en las minas de carbón en las que existen limitaciones derivadas de requisitos legales. La legislación minera turca contiene cierta información sobre las aplicaciones de perforación y voladura en minas de carbón subterráneas. Sin embargo, la falta de criterios de diseño específicos en la literatura para tales condiciones provoca diseños de voladuras ineficaces. Además, la excavación de rocas es ineficiente debido a este diseño de voladura ineficaz.

Se violarán los artículos de la legislación pertinente si los valores de diseño de voladuras se calculan de acuerdo con las ecuaciones sugeridas en la literatura para diseños de voladuras en minas de carbón. Por otro lado, si los barrenos se cargan según lo exige la legislación pertinente, es posible que las distancias de carga y espaciamiento calculadas a partir de las ecuaciones dadas en la literatura no funcionen como se desea o incluso que se produzcan voladuras fallidas.

Este estudio resume y analiza las prácticas de voladura actualmente empleadas en la mina Karadon junto con sus desventajas. Posteriormente, utilizando los métodos sugeridos en la literatura, se realizaron nuevos diseños de voladuras y estos diseños fueron revisados ​​de acuerdo con los requisitos legales. Se realizaron diseños de cortes de orificios paralelos para caminos de desarrollo, mientras que se hicieron diseños de cortes de orificios en ángulo para accesos y galerías. Para cumplir con la normativa legal, la carga explosiva en cada barreno se ha reordenado de manera que la carga explosiva no supere la mitad de la profundidad del barreno. En este caso, la carga y la distancia de espaciado de cada barreno se ajustan para lograr la misma concentración de carga específica obtenida de las ecuaciones dadas en la literatura. Entre la información proporcionada en este contexto se encontraba el patrón de perforación, la cantidad de detonadores retrasados ​​y la cantidad de dinamita. En consecuencia, se ha logrado un acortamiento del ciclo de trabajo requerido y un aumento en el avance por turno como resultado de los diseños implementados en la aplicación mina. Uno de los hallazgos clave de este estudio es que la reorganización de la carga y las distancias espaciales de los barrenos manteniendo la concentración de carga constante de su valor original calculado a partir de la literatura es una solución de ingeniería apropiada para diseños de voladuras en minas de carbón subterráneas. Este enfoque propuesto se puede aplicar en aplicaciones similares.

Los conjuntos de datos utilizados y/o analizados durante el estudio actual están disponibles del autor correspondiente previa solicitud razonable.

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Departamento de Minería y Extracción de Minerales, Escuela Vocacional Zonguldak, Universidad Zonguldak Bülent Ecevit, 67500, Zonguldak, Turquía

Özgur Yilmaz

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Yilmaz, O. Diseños de perforación y voladura para corte de orificios paralelos y método de corte en V en la excavación de galerías subterráneas de minas de carbón. Informe científico 13, 2449 (2023). https://doi.org/10.1038/s41598-023-29803-6

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Recibido: 06 de agosto de 2022

Aceptado: 10 de febrero de 2023

Publicado: 11 de febrero de 2023

DOI: https://doi.org/10.1038/s41598-023-29803-6

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