Optimización y Control de calidad de voladuras en anillo Roberto Laredo Benjamin Cebrian (Blast Consult S.L.) Ejemplo de perdidas habituales en abanicos Las voladuras en anillo para producción en minería subterránea están sujetas a condicionantes más restrictivos que las de cielo abierto. Su confinamiento, la concentración de energía variable y la ausencia de una malla regular fácil de evaluar hacen de su diseño algo laborioso. Por añadidura, la implementación en mina se ve afectada por las largas longitudes de perforación empleadas, los condicionantes geométricos de las galerías donde se perforan, la necesidad de limpieza de barrenos y las dificultades de la carga en el caso de modalidad ascendente (up hole). Todo esfuerzo que pueda lograrse en la mejora de diseños y de implementación de voladuras de anillo que tienen unas repercusiones económicas muy importantes. Esto es así tanto por los beneficios en el ciclo productivo de una buena fragmentación (concepto mine-to-mill) como por la salvaguarda de la integridad de las cámaras de explotación y la reducción de pérdidas de mineral en cámaras. Teniendo en cuenta que las leyes metálicas en minería de interior son muy superiores a la de cielo abierto, los importes económicos de una mayor recuperación se multiplican igualmente de manera considerable. Así, en minería mediana de unos 4 Millones de toneladas anuales, una aumento de un 3% en la recuperación de cámaras puede suponer más de 4,5 M anuales de beneficio. Punto 1: El diseño de mallas según dominios geotécnicos Es habitual en minería metálica utilizar reglas del dedo para establecer los parámetros de voladura, modificándose estos en muchas ocasiones en base a la experiencia y resultados obtenidos. Esto sin ser erróneo, conlleva que se obvien otras metodologías y que consideraciones de tipo geotécnico sean simplemente referenciales sin otorgarle el peso necesario. El conocimiento y uso de las variables geotécnicas adquiere aún más importancia en aquellas minas en las que existe gran variación en la masa a explotar como es el caso de minas polimetálicas con diferentes tipos de mineral. Diferentes tipos de mineral requieren diferentes parámetros de voladura (en cuanto a geometría y/o tipo de explosivo) al ser diferentes sus resistencias a compresión, espaciamiento y orientación de juntas, etc. Las secuencias de explotación pueden afectar al estado del mineral en los pilares o cámaras secundarias por aumentar su nivel tensional y generar debilitación de estos. Por tanto deben evaluarse de manera que su tratamiento sea diferente a la hora de diseño.
La evaluación de estos pilares o cámaras secundarias puede ser muy complejo ya que existe una componente temporal y una evolución en las tensiones que soportan que dependen de la secuencia de explotación. Esto obliga a asumir consideraciones conservadoras como bajar un grado el dominio geotécnico y reducir los valores de RQD un 20% y la RCS un 30% cuando no se tienen resultados reales. La introducción de los parámetros geotécnicos en la voladura se puede realizar mediante el uso de índices de volabilidad. Estos índices nos permitirán diferenciar de cara a la voladura los diferentes escenarios con los que nos encontraremos y que no siempre coincidirán con la clasificación geotécnica del terreno. Aquí se planteará una metodología en la que se emplea el índice de volabilidad de Lilly para obtener valores de CE y FE y de forma empírica obtener en valor C del modelo de Langefors. A partir de los parámetros geomecánicos de cada mineral y dominio geotécnico se determinará el índice de volabilidad (BI) a partir del cual se determinarán valores de consumo específico (CE), factor de energía (FE) y el valor de constante de roca (C). Con los datos obtenidos y aplicando Langefors se obtendrán los valores de piedra y espaciamiento para emulsión bombeable y encartuchada para diámetros de 102 mm y 89 mm. Este mismo procedimieno se aplicará para cámaras primarias y secundarias, teniendo en cuenta que en secundarios el dominio geotécnico será inferior al estimado antes de explotar las cámaras adyacentes. Los valores de FE (Factor de energía) y CE (Consumo específico) se usarán como control modelizando en JKSimBlast las voladuras y verificando que los niveles energéticos y Kg/Tn de explosivo indicados por el modelo se asemejan a los obtenidos numéricamente. Este análisis se realiza diferenciando entra los diferentes tipos de mineral de forma que se establezcan mallas específicas según mineral, dominio geotécnico, diámetro de perforación y tipo de explosivo. Para cada cámara en concreto se realizará la modelización de niveles energéticos y de consumo de explosivo para optimizar cada voladura. Imágenes de niveles energéticos antes y tras reajuste de carga. 1.1 CALCULO INDICE DE VOLABILIDAD BI (BLASTABILITY INDEX)
BI Lilly Se calcula a partir de 5 parámetros geomecánicos. BI=0.5(RMD+JPS+JPO+SGI+RSI) VALORES DE PONDERACIÓN DE LOS PARÁMETROS PARÁMETROS GEOMECÁNICOS CALIFICACIÓN 1. Descripción del Macizo Rocoso (RMD) 1.1 Friable poco consolidado 10 1.2 Diaclasado en bloques 20 1.3 Totalmente masivo 50 2. Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) 2.1 Pequeño (<0.1 m) 10 2.2 Intermedio (0.1 a 1 m) 20 2.3 Grande (>1 m) 50 3. Orientación de planos de juntas (JPO) 3.1 Horizontal 10 3.2 Buzamiento normal al frente 20 3.3 Dirección normal al frente 30 3.4 Buzamiento coincidente con el frente 40 4. Influencia del peso específico (SGI) SGI= 25*SG-50 (SG peso específico en Tn/m3) 5. Ratio de influencia de resistencia (RSI) RSI=0.05*RC (RC=Resistencia a compresión simple en Mpa) 1.2 CALCULO CONSUMO ESPECÍFIO (CE) Y FACTOR DE ENERÍA (FE) CE (Kg ANFO/Tn)=0.004*BI FE (Mj/Tn)=0.015*BI 1.3 CÁLCULO PIEDRA Y ESPACIAMIENTO LANGEFORS
Bmax=(D/33)*((dE*PRP)/( *f*(s/b)))^0.5 B=Bm-2(D/1000)-0.022 D (m) de (kg/m3) PRP f E/B B Bm C Diámetro del barreno. Densidad del explosivo. Potencia relativa en peso del explosivo Factor de fijación. f= 3/(3+tg(a)) siendo a ángulo entre barrenos l => f=1 \ 3:1=> f=0.9 \ 2:1 => f=0.85 Relación espaciamiento/piedra (se suele usar 1.5) Piedra. Piedra máxima. Constante de la roca. =C+0.75 La ecuación de Langefors establece como valor de c solo dos posibles valores en base a si se vuelan rocas duras o rocas medias. Con el valor de CE obtenido del BI y sus 5 parámetros geomecánicos se puede obtener el valor de C mediante la relación: C=0.8784*CE+0.0052 Punto 2: Optimización de diseños y Controles de Calidad (QA/QC) (Benjamin Cebrian) Los controles de calidad operativos que sirven para lograr la excelencia operacional son: - Controles de densidad lineal de explosivo (kg/m) - Porcentajes de barrenos perforados y no cargados (%) - Energía explosiva por tonelada (kj/t) - Fragmentación de la pila volada (D80, D50, D20)
Figura 1: Ejemplo de control de perforación teórica vs real. La falta de perforación se traduce en pérdida mineral que queda en forma de repies o viseras, o bien en una fragmentación defectuosa que encarece los costes de carga, transporte y conminución en planta. Figura 2: El control de energía explosiva específica nos ayuda a detectar tanto defectos de perforación, densidad insuficiente del explosivo y diámetros erróneos de perforación (inferiores a los diseñados por error en bocas de perforación o desgastee de las mismas) Simulación y Refinamiento de Diseños Herramientas informáticas como el software JK 2DRing del JKMRC permiten evaluaciones tanto numéricas como visuales de los diseñoss de voladura. Fundamentalmente, se persigue una distribución lo más homogénea posible de la energía explosiva, evitando áreas en los contornos de cada anillo que tengan energía insuficiente para conseguir delimitar correctamente el contorno. Igualmente, es importante no concentrar energía explosiva en las proximidades de los emboquilles para no dañar la galería inferior que debe quedar en buenas condiciones paraa perforar futuros anillos o cargar con explosivos anillos ya perforados.
Figura 3: Simulación energética de dos anillos en modalidad ascendente. La modelización energética permite evaluar si el espaciamiento al final de cada barreno es excesivo o insuficiente para conseguir delimitar correctamente el contorno de la cámara, evitar daños a fallas existentes (por cercanía) y limitar la dilución de pasta de relleno en cámaras anexas ya rellenas. Es habitual que un diseño en anillo deba ser refinado desde un planteamiento inicial de malla teórica, ya que las cámaras de la minería de interior suelen tener formas variables según el cuerpo mineral. Esto, junto con la información geotécnica (dominio geotécnico y presencia de fallas cercanas), conlleva una iteración o dos desde el diseño original genérico. Control de la implementación De manera complementaria al diseño debe evaluarse también la implementación. Para conseguir la excelencia operacional, ambas deben ser inseparables, como lo son las dos caras de una misma moneda. Así, el control de longitudes perforadas una vez retirado el equipo de perforación nos permite dos cosas: - Realizar una nueva simulación de distribución de energía en función de los cambios en la perforación real respecto a la de diseño (excesos o defectos de metros por barreno) - Ordenar una reperforación de barrenos en función de un protocolo según dominios geotécnicos, posición del anillo a volar en la cámara o porcentaje de barreno corto.
Figura 4: Estado real de la carga del anillo descrito en la figura 3. Como puede observarse, el diseño queda muy lejos de la implementación. Los defectos de fragmentación y pérdida de mineral que resultaron en esta voladura NO corresponden a deficiencias en el diseño, sino en la realidad operativa. Con este tipo de controles, pueden cuantificarse por voladura y de manera mensual los indicadores clave de rendimiento (KPI) que nos permitan tomar acciones de control. Sirva como ejemplo la siguiente tabla: Dif. Perforación Dif. Consumo Específico Dif. Consumo Energético Dif. Densidad lineal MASIVO -8% -13% -23% -17% STOCKWORK -7% -33% -31% -17% POLY -11% -24% -19% -17% En conclusión, la clave para la excelencia de diseño y operacional en minería subterránea con voladuras en anillo pasa por prestar atención a los detalles, tener un sistema de calidad y un proceso de refinamiento continuo. Fragmentación, integridad estructural de las cámaras, control de la dilución y mejora de la recuperación de mineral serán las beneficiadas y, con ello, la economía de toda la operación minera.