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, Capítulo 24/
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, VOLADURAS SUBTERRANEAS DE PRODUCCION EN MINERIA/ Y OBRA PUBLICA
/
/ 1. INTRODUCCION
Los principales métodos de explotación subterrá-/ neos se recogen en la Fig. 24,1. Los criterios que han
de tenerse en cuenta en la selección del método aaplicar se refieren por un lado, a la morfología del
yacimiento y distribución de las leyes, por otro, a lascaracterísticas geomecánicas de los macizos rocosos,tanto de la mineralización como de las rocas encajan-tes, y además a los aspectos técnicos y económicosque cada uno de ellos presenta en las condiciones deexplotación consideradas.
METODOS DE EXPLOTACION SUBTERRANEOS
SUBNIVELES PORBARRENOS LARGOS
Y EN ABANICO
Figura 24.1. Métodos de explotación subterránea.
'"
En este capítulo se repasan los principales métodosmineros que se utilizan en la actualidad, haciendo unénfasis especial en aquellos de reciente desarrollo conla aplicación de barrenos de gran diámetro (100 a 200mm),que han permitido alcanzar un alto grado de me-canización junto a unas productividades elevadas ybajos costes de operación. En la Tabla 24.1 se indicanlas productividades medias por jornal de cada uno delos métodos.
Por último, se estudian los procedimientos de ex-cavación de grandes cámaras o cavernas para el apro-vechamiento del espacio subterráneo con fines no mi-neros, como son centrales hidráulicas, depósitos decombustibles líquidos, residuos tóxicos y radiactivos,etcétera.
2. METODO DE CRATERES INVERTIDOS
2.1. Voladuras en Cráter
El concepto y desarrollo de las voladuras en cráter,atribuido a C.W. Livingston (1956), permitió hace unosaños iniciar una nueva línea de estudio para el mejorentendimiento del fenómeno de las voladuras y la ca-racterización de los explosivos.
Posteriormente, Bauer (1961), Grant (1964) y Lang(1976) entre otros, ampliaron el campo de aplicaciónde esta teoría convirtiéndola en una herramienta bá-sica de estudio, tanto en voladuras a cielo abiertocomo de interior.
Una voladura en cráter es aquella que se realiza con
333
TABLA 24.1
b. CRATER APARENTE OPTlMO -O,6m/K~/3
.rROCA FRAGMENTADA
Figura 24.2. Efecto de la profundidad de la carga sobre lageometría del cráter.
334
'----
'----
'--
"-
'--
'--
"-
"-
cargas concentradas, .esféricas o cúbicas y con unabuena aproximación con cargas cilíndricas no muyalargadas, que son detonadas en el interior del macizorocoso que se desea fragmentar.
En la Fig. 24.2 se ilustra la influencia de la energíatransmitida por el explosivo a la roca, según la profundi-dad de la carga y el volumen de material afectado por lavoladura. Si la carga es muy superficial (a) la mayorparte de la energía se transmite a la atmósfera en formade onda aérea, y si la profundidad es excesiva (c) todala energía se aplica sobre la roca, fragmentándola y pro-duciendouna alta intensidad de vibración. Entre ambas
situaciones habrá una en la que se conseguirá el cráterde mayor volumen.
En los huecos creados se distinguen tres zonas con-céntricas distintas: el cráter aparente, el cráter verda-dero y la zona de rotura. Fig. 24.3.
La zona de rotura se subdivide a su vez en la de
rotura completa y la de rotura extrema o tensional. Enlas voladuras con frentes invertidos, las dimensionesde los cráteres se ven influenciados por el efecto de lagravedad y las características estructurales de las ro-
'-..
'--
",
'-
'-
'-
'-
ROTURA COMPLETA
Figura 24.3. Zonas de un cráter.
'-
METODO DE EXPLOTACION PRODUCTIVIDAD POR JORNAL (ti JORNAL)
30 60 90 /}90 //510 540
// ¡'{
CIELO ABIERTO ¿ /¡
SUBNIVELES POR VCR O LBH1
,
HUNDIMIENTODE BLOQUES
CAMARASy PILARESI
HUNDIMIENTOPOR SUBNIVELES
CORTE y RELLENOI
./cas, formándose cavidades alargadas de forma elíptica
- que corresponden a las zonas de rotura extrema o" tensional. Fig. 24.4../
./
./
.\ - ZONA DE ROTURA
./.\ CRATER VERDADERO
/ -. "" , . .
.o:>~.;~~,:..;,:;~y;~)~~~ :~~< ,, '>="'1<=\\ I",",D,~It=1t=1
/
,/
Figura 24.4. Dimensiones de las qavidades creadas por car-gas esféricas con frentes invertidos (Lang).
"/ Los parámetros básicos de una voladura en cráter
son:
/- La relación Longitud/Diámetro de las cargas cilín-
dricas de explosivo no debe exceder de 6 a 1 paraque actúen como esféricas.
- La profundidad de las cargas, distancia entre elcentro de gravedad y la cara libre, debe ser la óp-tima, determinándose mediante ensayos aplicandola teoría de Livingston.
- El esquema de perforación se calcula a partir de laprofundidad óptima y volumen máximo de los crá-teres.
/
Livingston determinó que existía una relación entrela profundidad crítica «Dc», a la cual se perciben losprimeros signos de acción externa en forma de grietasy fracturas, y el peso de la carga de explosivo «O», deacuerdo con la ecuación empírica:
De = Elx 01/3 (Ecuación de Energía-Tensión)..¡'
/ donde:
/
El = Factor de Energía-Tensión, que es una cons-tante característica de cada combinación Ro-ca-Explosivo.
/
La ecuación anterior puede escribirse de la siguienteforma:
Dg - !l x El X 01/3
siendo:
Dg = Distancia desde la superficie al centrode gravedad de la carga.
!l Relación de profundidades, número adi-mensional igual a «D/De».
La profundidad de la carga a la que el explosivo maxi-miza el volumen del cráter «V» se la conoce comoprofundidad óptima «Do», entonces:
!lo = DjDe
donde:
!lo = Relación óptima de profundidades.
Foto 24.1. Prueba de voladura en cráter.
Para determinar la profundidad óptima de las cargas,se realizarán una serie de ensayos en los que se segui-rán las siguientes recomendaciones:
- Las pruebas se llevarán a cabo sobre el mismo tipode roca y con el mismo explosivo que se pienseemplear en las voladuras de producción.
- El diámetro de los barrenos será lo mayor posible,por ejemplo de 115 mm.
- La serie de longitudes de los taladros será lo másgrande posible para disponer de un amplio rangode profundidades de carga, por ejemplo 15 barre-nos comprendidos entre 0,75 m y 4 m con incre-mentos de 0,25 m.
- Los barrenos se dispondrán perpendiculares alfrente libre.
335
- Las cargas de explosivo tendrán una longitud de,,60» y se retacarán adecuadamente.
Después de efectuar cada prueba, se procederá amedir el volumen del cráter, pasando después a obte-ner con todos los puntos la curva Volúmenes-Profun-didades.
PROYECCIONES
BUENAFRAGMEN-TACION ~~t~~'¡:NTACJON
~lVOLUMEN
CRATER OP~I';iOI
~"~ "".." .
PROFUNDA ~
FRACTURACION DEBILrewf-'"ret)wozw:2:3CARGA DEMASIADO
o SUPERFICIAL,>
DO
Do o PROFUNDIDAD OPTIMA DE CARGA
Figura 24.5. Representación de los resultados de voladurasen cráter.
Para describir mejor el proceso de rotura de las ro-cas y la importancia de la forma de las cargas, Livings-ton propuso también la siguiente ecuación empírica:
SECCION LONGITUDINAL
J LCGALERIA DE CABEZA
B0 4 "' "--------
CARGAESFERICA
. .. . .
. . . . . . ..
GALERIA DE CARGA Y TRANSPORTE
V 10= E,3 X A' x B' xC' (Ecuación del Pro-ceso de Fragmentación).
'---
\....
donde:
A' = Coeficiente de aprovechamiento de la ener-gía del explosivo.
- Coeficiente del comportamiento del material.- Coeficiente que tiene en cuenta los
efectos de la geometría de la carga.
'--
B'C'
"-
Si las cargas utilizadas son esféricas y la profundidades la óptima, el valor de "B '» puede determinarse conlas ecuaciones anteriores, pues A' = C' = 1, V = Vo,y por tanto:
'--
'-....
B' = V10,3
'---Como en este tipo de voladuras es preciso maximizar
la energía efectiva desarrollada por unidad de longitudde carga, los explosivos utilizados cumplirán las si-guientescaracterísticas: alta velocidad de detonación, "-
alta densidad y posibilidad de ocupar completamentela sección transversal del barreno.
Los explosivos idóneos para rocas duras son los '-..
hidrogeles, las emulsiones y las gomas, y en rocasmedias y blandas los hidrogeles de baja densidad yvelocidad de detonación. El ANFO tiene un campo de '-..
aplicación muy limitado y se utiliza únicamente conrocas blandas.
'--
-LT5m.
I20-50m
¡
'-
165mm.
'-__n__' '
5m.1
. SECCIONTRANSV.c-c
. . .. "
"-SECCION DE PLANTA B- B
Figura 24.6. Esquema del método de explotación "VCR».
336
J2.2. Método de explotación con
cráteres invertidos "VCR"~".
...J El método consiste, básicamente, en delimitar lacámara de mineral a explotar por un sistema de gale-
>-, rías en dirección a distinto nivel, perforando desde laJ galería de cabeza toda la serie de barrenos que cubren
la cámara y disparándolos en pegas sucesivas ascen-- dentes con cargas alargadas esféricas «L<6D», situa-
J das a la profundidad óptima, de forma que los cráterescreados se solapen definiendo un techo lo más regularposible. Fig. 24.6.
El mineral arrancado se retira por unos recortesJ perforados desde la galería de transporte hasta los
conos-tolva de la cámara. La extracción suele hacersede forma controlada, evacuando tan sólo el mineral
J necesario para que el espacio abierto entre el techodel mineral fragmentado y el cielo de la cámara sea
.~ suficiente para efectuar la próxima pega y no seaJ excesivo con el fin de evitar desprendimientos de los
hastiales que provocarían la dilución del mineral.Una vez controladas las desviaciones de los taladros
"' y la altura de corte en cada uno de los cráteres creadosJ en cada pega, se procede a la carga del explosivo,
requiriéndose para ello el cierre de los barrenos en laparte inferior, utilizando alguno de los sistemas que se
~) representan en la Fig. 24.7.
J j::
tJ
-', 1\
J
J
J
J
J
J
TI;
..f
Figura 24.7. Sistemas de cierre de los barrenos (Mitchell).
Situada la carga de explosivo a la profundidad ade-cuada con su iniciador y/o multiplicador, ésta se reta-cará para mejorar las condiciones de confinamientocon una longitud de material inerte de 12 veces eldiámetro del barreno, empleando arena fina o aguapara evitar el riesgo de obstrucción. Fig. 24.8.
En este tipo de trabajos no es necesario, como en lasvoladuras eQ banco, una determinada secuencia deencendido, debido a las características del mecanismode rotura de las voladuras en cráter. No obstante,
J
J
J
J
J
DETONADOR
ELE~CO
CONECTADOR
t CORDON
~I
Figura 24.8. Disposición de la carga dentro de un barreno.
cuando hay cargas que se encuentran por debajo delnivel medio del cielo de la cámara es recomendable
que sean las primeras en dispararse. También es con-veniente, cuando sea posible, que cada carga dis-ponga de dos frentes libres pues se mejora sensible-mente la fragmentación. En el esquema de la Fig. 24.9se representa u na secuencia típica en este método, deforma que los barrenos del mismo número tienen doscaras libres, una la superficie del techo de la cámara yotra las paredes de los cráteres de las cargas dispara-das previamente.
La rotura de la corona o pilar pestaña que quedadirectamente debajo de la galería de cabeza requiere la
9
Figura 24.9. Ejemplo de secuencia de encendido.
337
NIVEL DE PERFORACIONNIVEL DE PERFORACION
TT1I 31"14 ~
I I3x/2
SECUENCIA DE VOLADURAS
1. CORTE INFERIOR2.BLOQUE-A3. BLOQUE- B4. BLOQUE-C5. CORONA
3x/4
" '
c,¡
iDo
' /
CENTRO DELA CARGA DEEXPLOSIVO
~CARGAS INICIADASSIMULTANEAMENTE2x
',,-,
Do
3x;. = Do= PROFUNDIDAD OPTIMA4 DE CARGA
Do= PROFUNDIDAD OPTIMADE CARGA "---'
Figura 24.10. Disposición de las cargas de explosivo en elpilar corona.
'--....-
ejecución de voladuras especiales, que pueden dise-ñarse conociendo el avance vertical medio en cadapega y las dimensi'Ones de la corona. Como guía ge-neral pueden seguirse los criterios de la Tabla 24.2.
TABLA 24.2
(*) Función del avance medio por pega "X".
./
2.3. Ventajas e inconvenientesdel método «VCR"
Este método presenta las siguientes ventajas:
- Gran seguridad del personal y equipos, salvo en laúltima voladura en la que se rompe la corona.
- Con cámaras almacén se reduce la protección delos hastiales de la mineralización, ya que el propiomaterial arrancado y esponjado actúa de sosteni-miento.
- Como los pesos de las cargas por barreno o retardoson pequeños, los niveles de vibración generadosno suelen ser altos.
338
'--- La fragmentación es generalmente buena.
- La carga del material sin control remoto puedellegar hasta el 70%, y si los accesos son laterales '~
incluso hasta el 80%.
- Se adapta bien a yacimientos estrechos del ordende 3 a 10 m de potencia, incluso con inclinaciones '--no muy elevadas, y
- No se necesita perforar chimeneas de cuele.
Porel contrario, los inconvenientes que plantea son: '--- Durante la carga del mineral la ventilación no es
buena, debiéndose utilizarventilación secundaria.- Los daños a los hastiales son importantes, exis-
tiendo en ocasiones riesgo de hundimientos.
- El control de leyes resulta difícil, pues el material de "-
cada pega se amontona sobre el de la anterior y semezcla durante su descenso, y
- Al finalizar la extracción puede despr9nderse roca "-
de los hastiales que produce un aumento de ladilución.
"-
'-
3. METODO DE BARRENOS LARGOS "-
3.1. Método«LBH"
de explotación por barrenos largos"-
El método «LBH-Large Blast Hole» es una aplicaciónde los principios de voladura en banco acielo abierto a "-las explotaciones subterráneas. El método afecta prin-cipalmente a la operación de arranque y, en ciertamedida, a la preparación de las cámaras, puesto que, "-
en general, sólo se trabaja en dos subniveles, uno deperforación y otro de extracción. Sin embargo, el prin-cipio de explotación es el mismo que en el de Cámaraspor Subniveles Convencional «Sublevel Stoping».
'--
"--
DIMENSION DE PROCEDIMIENTO
LA CORONA (*) DE VOLADURA
<1,5 X Una voladura. Cargacolocada simétrica-mente.
1,6 - 2,0 X Una voladura. Cargasespaciadas y dispara-das simultáneamente.
> 2,0 X Dos voladuras separa-das.
~
~
"..J
..J
j
./
./
n1 1
I
I I1 I1 I EI I o
I a)I I1 II I1 II 11 Ii II II 1I I1 I
o===-- ==--=--o
, Figu ra 24.11. Esquemas de perforación en los métodos deCámaras por Subniveles Convencional y de Barrenos Largos.
/
En el método "LBH" cada cámara se divide en tres./ sectores claramente diferenciados:
- Corte Inferior, que cumple las misiones de ser lazona receptora del mineral fragmentado y de crearla cara libre en el fondo de los barrenos.
- Sector de barrenoslargos,donde se perforan lostaladros de gran diámetro y representa entre el 85 yel 90 % del tonelaje de la cámara.
- Corte lateral, que sirve como primera cara librevertical para la voladura, tanto del corte inferiorcomo de la zona de barrenos largos.
/
/
/ '< ""~- ~,,- - - ,-,,<""",.
CORTE INFERIOR
NIVEL DE EXTRACCION_n~mwn-'~'cm8~ -
b) SECCIONTRANSVERSAL
N IVEL DE PERFORACION
" ZONA DE BARRENOS LARGOS
-- u-- n-
a) SECCION LONGITUDINAL
"'(1
""
Figura 24.12. Secciones representativas del método de ba-I rrenos largos.
El corte lateral, o principio de sección, se construye apartir de una chimenea o pocillo con dimensiones queoscilan entre 1,8 Y3,5 m, dependiendo de los casos, yque puede ser excavada con Raise Borer o por el mé-todo «VCR», utilizando la propia perforadora de pro-ducción.
A partir de la chimenea se crea el corte inferior contiros verticales en abanico, generalmente de 65 mm, en
I
una malla de 1,5 x 2 m en el fondo de los barrenos. Elconsumo de explosivo es del orden de unos 800 g/t.
A continuación, con la perforadora de producción seabren barrenos de gran diámetro (165 mm) en unamalla triangular.
CHIMENEA
11A
'~12
Figura 24.13. Esquema de perforación y encendido en elcorte lateral o principio de sección.
3.2. Voladuras en el método de Barrenos Largos"LBH»
El cálculo del esquema de perforación en la zona debarrenos largos se realiza, normalmente, aplicando lafórmula de Langefors:
Bma,= ~ ,/33 VPe X PRP
e x f x (S/B)
donde:
Bma< = Piedra máxima (m).D = Diámetro del barreno (mm).e = Constante de roca. Se toma generalmente:
e = 0,3 + 0,75 Rocas mediase = 0,4 + 0,75 Rocas duras
f = Factor de fijación. Barrenos verticalesf = 1Barrenos inclinados3 : 1 f = 0,9Barrenos inclinados2 : 1 f = 0,85
S/B = Relación entre Espaciamiento y Piedra.Pe = Densidad de carga (kg/dm 3).PRP = Potencia relativa en peso del explosivo
El valor de la piedra práctica se obtiene a partir delvalor máximo, aplicando una corrección por la desvia-ción de los barrenos y error de emboquille:
B = Bma, -- 2D -- 0,02 L
siendo "L» la longitud del barreno.El espaciamiento "S» se determina con la expresión:
S = 1,25 B
El esquema de perforación influye en el dimensio-namiento de las galerías o cortes del nivel superior deperforación.
La voladura en banco en este método no precisa larotura del pie y"por tanto, sólo es necesaria la carga decolumna. Los explosivos que más se utilizan son: elANFO para rocas duras y medias y el ALANFO para
339
rocas muy duras. En el caso de existir presencia deagua en los barrenos, se puede introducir la carga enuna vaina de plástico o bien emplear hidrogeles yemulsiones de baja densidad.
El principal inconveniente que presenta este tipo devoladuras es el nivel de vibraciones generado por lagran cantidad de explosivo que puede alojarse en losbarrenos.
Estas vibraciones dan lugar a unos esfuerzos diná-micos que pueden producir daños en las labores sub-terráneas o instalaciones próximas.
Este problema se resuelve mediante el seccionado delas cargas con retacados intermedios o espaciado res demadera. Con un estudio de vibraciones debe determi-
narse la cantidad máxima de explosivo que puede cons-tituir cada carga elemental, observando lo siguiente:
- La relación Longitud de carga/Diámetro debemantenerse por encima de 20 para obtener unabuena fragmentación.
- El volumen de roca situado frente a los retacados
intermedios tiende a empeorar la fragmentación.
- Una subdivisión muy grande de los barrenos, au-menta la complejidad de la operación de carga y delsistema de iniciación. .
La longitud y tipo de retacado intermedio entre car-gas seccionadas debe ser tal que:
- No se produzca la detonación por simpatía o de-sensibilización de las cargas adyacentes iniciadasen tiempos distintos.
- El volumen de roca a lo largo de la columna deretacado se fragmente de forma adecuada.
- El material de retacado tenga una granulometríapróxima a «1/20 O», y sea inhibidor de las explosio-nes secundarias, por ejemplo, caliza triturada, sifuera necesario.
Así pues, los criterios de dimensionamiento serán,en función del tipo de explosivo, los siguientes:
TABLA 24.3.
Las cargas elementales por retardo oscilan entre los100 y 200 kg Y se llevan a cabo en la práctica según laFig. 24.14.
La iniciación de las cargas puede realizarse me-diante detonadores eléctricos dentro de los barrenos o
con un sistema no eléctrico, como por ejemplo deto-nadores Nonel, cordón de bajo gramaje con multipli-cadores temporizados, etc. En todos los casos se ne-cesitan multiplicadores y es recomendable usar dospor cada carga.
340
"---
DETONADOR
ELE~CO
RELE DE MICRORRETARDO
CORDON DETONANTE
/"-
'-
'-
"-
'-
"-
\,-
'-
~\nc"'"
Figura 24.14. Seccionado de cargas.
'---
Las ventajas de los métodos de iniciación no eléctri-cos son las siguientes: '--
- Disminuye el riesgo de accidentes por salida pre-matura de los detonadores.
- Se reduce el tiempo de carga de la voladura.
- Son fáciles de manejar.
No se necesita explosor secuencia!.
"-
'.....
La secuencia de encendido de la voladura es desde
el fondo hacia arriba, recomendándose, según la DuPont, los siguientes tiempos de retardo:
.~
- Cargas de un mismo barreno. . . . .. .. . . .- Cargas adyacentes de la misma fila. . . . .- Cargas entre filas. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
50 ms.10 ms. \....75 ms.
En el caso de disparar voladuras de una sola fila concargas de columna continuas, la secuencia será tal quela iniciación comenzará por el centro de la fila, Fig.24.15a. Cuando la probabilidad de corte es mínima porencontrarse los elementos de retardo dentro de los
barrenos, el daño a los pilares puede reducirse colocan-do un tiempo de retardo grande en los barrenos de losextremos, Fig. 24.15 b.
En voladuras de filas múltiples en las que cada barre-no contiene una carga de columna continua, la disposi-ción de un solo retardo por carga dificulta el sistema deiniciación y aumenta la probabilidad de cortes por los
'-
"-
'--
'--
'--
EXPLOSIVO RETACADO INTERMEDIO."
ANFO 12 a 15 OHIDROGELES 16 a 18 O
- Gran seguridad en los trabajos y regularidad en laproducción.
./ - Altas productividades y rendimientos de arranquepor metro lineal perforado. ""Grandes alturas de banco, de hasta 70 m, que posi-bilitan disparar voladuras de gran tamaño.
Menores daños a la roca remanente, al disponer lasvoladuras de dos caras libres y poder diseñar losbarrenos con cargas desacopladas.
- Posibilidad de cargar un 80% del volumen de rocaarrancada sin control remoto.
./ - Menor consumo específico de explosivo que con elmétodo "VCR».
./
./
./- Empleo de explosivos como el ANFO de menor
coste que los hidrogeles o emulsiones.
- Menores costes de perforación y voladura, y
- Buen control de las leyes y baja dilución del mine-ral.
./
./
La principal desventaja que presenta es que se pro-duce un apelmazamiento del material después de lavoladura, por la caída del mismo desde gran altura.
4. SUBNIVELES CON BARRENOS EN ABA-NICO
El sistema es aplicable en yacimientos subverticalescon hastiales que poseen buenas características, deforma que una vez extraído el mineral quedan cámarasabiertas de grandes dimensiones, similares a las de losmétodos "VCR" y "LBH».
La perforación se realiza desde las galerías de pre-paración de los subniveles en forma de abanicos conbarrenos ascendentes, descendentes o en ambos sen-
tidos, cuyas longitudes se adaptan al contorno de lamineralización. Con el fin de disminuir las labores de
preparación, que son costosas, se intenta que los ba-rrenos tengan una gran longitud.
Las perforadoras que se utilizan son de diseño espe-
cial, con varillaje extensible y bocas de 51 a 64 mm. Laseparación entrr;! secciones de perforación oscila ge-neralmente entre 1,2 Y 1,8 m.
El emboquille, la orientación y la desviación de losbarrenos son algunos de los condicionantes operati-vos para obtener buenos resultados en las voladuras.De ahí, la necesidad de emplear sistemas de orienta-ción y accesorios especiales y no perforar barrenoscon longitudes superiores a los 25 m.
Las voladuras se llevan a cabo con una cara libre,
siendo necesario realizar el desescombro parcial delas pegas precedentes.
El rendimiento de arranque por metro lineal per-forado es bajo, debido a que el espaciamiento pro-
?/ \
/ \
//
//
//
/
//
/,..,
Figura 24.16. Explotación por subniveles con barrenos enabanico.
841
JI
CORTEI
J I ,II I
I. . . . . . . ., '6 4 2 O 1 3 5 7'
J (a)
I
-J
CORTE
,I ,I ,
.J 'I. . . . . . . .::7 4 2 O 1 3 5 8'
J (b)
I../ CORTE
,,,:6 4 2 O 1 .3 5 7:. . . . . e:
../ I ,114
112 10 8 9 11 13 15;. . . . . . e,
../ (e)
Figura 24.15. Secuencias de iniciación de voladuras con car-
gas continuas por retardo: (a) voladura estándar, (b) extra-/ retardo en los barrenos de contorno de los pilares y (e) voladu-
ra múltiple.
./
múltiples retardos existentes entre un barreno de la pri-
mera fila y el próximo en la siguiente, Fig. 24.15c.
./
3.3. Ventajas e inconvenientes del método de Ba-rrenos Largos «LBH»
./
Las principales ventajas del método de barrenos lar-
gos SO[1:./
yectado disminuye conforme nos aproximamos alemboquille, no utilizándose una parte de los barre-nos en el arranque.
-----
PERFORADORA
Figura 24.17. Detalle de un esquema de perforación.
El cálculo de los esquemas de perforación se realizaa partir del consumo específico de explosivo necesa-rio, que es función del tipo de roca, longitud de perfo-ración y anchura de la voladura.
040CE = CEo+ 0,03L + ~
AV
donde:
CE = Consumo específico de diseño en el fondo delbarreno y en un quinto de la longitud delmismo. Expresado en kg/m3 de explosivo ge-latinoso.
CEo = Consumo específico base de la roca, calcu-lado a partir de la Tabla 24.4.
TABLA 24.4,~"
L
AV= Longitud de los barrenos (m).= Anchura de la pega (m).
342
'--El esquema en el fondo se calcula a partir de la
concentración lineal de carga «q]" que se espera al-
canzar, haciendo \....
Ae = S x B = q] (kg/m)CE (kg/m3)
"-
cumpliéndose la relación:
~ = 1,3 a 2B
\...
siendo: "-
S = Espaciamiento (m)
B = Piedra (m)"-
Cuando «S = 2B" se suelen obtener buenos resultados
y entonces «Ae = 2B2", de donde se despeja el valor de "-
la piedra para después calcular el espaciamiento.La carga de columna se diseña entre un 50 y un 75 %
dela carga de fondo, con una longitud adecuada paraobtener una buena fragmentación. "-
Para disminuir los costes de perforación, es precisoaprovechar al máximo la misma, basándose en siste-mas mecanizados de carga.
Los explosivos más utilizados, y equipos de llenadode los barrenos, son los siguientes:
- Gelatinosos encartuchados con cargadoras neu-máticas.
- Hidrogeles y emulsiones encartuchadas con car-gadoras neumáticas.
- Hidrogeles y emulsiones a granel con unidades debombeo.
- ANFO a granel con cargadoras neumáticas.
Recientemente, Hagan ha propuesto la perforaciónde barrenos en abanico con esquemas de perforaciónsegún triángulos equiláteros reorientados. En la Fig.24.18, puede verse el esquema convencional de perfo-ración.
Los inconvenientes que presentan estos esquemasson los siguientes:
'-
- La distribución de la energía del explosivo sólo esóptima dentro de un cilindro de roca de radio «r».Conforme dicha magnitud disminuye el esquema sehace cada vez más inadecuado.
- Cuando el sector que se perfora en abanico tiene unángulo menor de 360°, Fig. 24.19, la distribución dela energía en los extremos de dichos abanicos (e.g.en el volumen ABC de la Fig. 24.18) es deficiente y,consecuentemente, la fragmentación y el desplaza-miento insuficientes.
- Conforme la distancia entre cargas en un abanicodisminuye, existe un aumento de la probabilidad deque una carga inicie, desensibilice o robe la piedrade otras cargas adyacentes. En cualquiera de esascircunstancias el rendimiento de arranque y losresultados de la voladura se ven negativamenteafectados.
CONSUMO
TIPO DE ROCA ESPECIFICO
BASE CEo (kg/m3)
- Fisurada y dura 0,60- Con juntas 0,55- Fracturada 0,5- Relativamente
homogénea 0,45
- Homogénea y dura 0,40- Blanda y homogénea 0,35
J
J
1-
~
cof . . .~.ft. . ..A
. . .6. . . .c..
~ BAR~ENO;/. ..
Figura 24.18. Barrenos perforados en abanico en planosparalelos según una malla convencional de triángulos equiláte-
ros. (Hagan, 1988).
Figura 24.19. Sector de perforación con barrenos en abanicocon un ángulo central menor de 36CJ'.(Hagan, 1988)
En la Fig. 24.20 se puede ver como los abanicosparalelos están desfasados unos de otros al perforarsecon un esquema en triángulos equiláteros, obteniéndo-se un valor de la relación ,,8/B» en los emboquilles iguala 1,155.
5/B-1,166
Figura 24.20. Abanicos paralelos perforados con unesquema convencional y valor de S/B en los emboquilles igual
a 1,155. (Hagan, 1988).
En la Fig. 24.21 se muestra como en la zona deemboquille los valores de ,,8/B» y ,,8» disminuyen con-forme "r» decrece desde "R» hasta O.Esta disminuciónse traduce en una menor energía liberada, un aumentoentre los tiempos de detonación previstos y reales,mayor cantidad de energía perdida en forma de vibra-ciones y proyecciones, y peor distribución de la energíaútil del explosivo.
6D
1.6
50
6 6DI
//
//
///
//
//-1'/
// L--
///
-v/'/ oR
teS
a7í330
0.6
2DD.6
10D.2
10.11R .IUIR ID.6JR IO81R
Figura 24.21. Valores de "e" y "r» para diferentes relacio-nes "S/B» en los emboquílles. (Hagan, 1988).
Mediante una rotación de 30° de los triángulos equilá-
teros con respecto a la línea del frente, se llega alesquema de perforación de la Fig. 24.22.
343
.I
Figura 24.22. Perforaciónde abanicos de barrenos enmalla de triángulosequiláteros reorientados. (Hagan, 1988).
Con estos esquemas se alcanzan valores de 8/B =3,464, con las siguientes ventajas:
- Para cualquier valor de «r» la distancia mínima entrecargas es mayor, para una relación «8/B» en elemboquille de 3,464, Fig. 24.23. Por esto, la proba-bilidad de que la detonación de una carga inicie odañe a otra adyacente con tiempo de salida poste-rior es más pequeña. Para los esquemas reorienta-dos la distancia mínima entre cargas se refiere entreabanicos adyacentes si se cumple R > r > 0,3 R odentro del mismo abanico, como sucede en losesquemas convencionales, si r<0,3R. Cuando«8/B» es inferior a 1,0, la capacidad de una cargapara iniciar o dañar a otra adyacente aumenta deforma muy rápida.
(/)
(5(1,2) B~-tI:«() BWtI:f-
iTI (0,8) B
«:2Z (0,6)B:2
G (0.4)BZ«~(0,2) Bo
B=Piedra en el emboquille para esquemasconvencionales de triángulos equiláteros
(0,2)R (0,4) R
(a) 8/B=1, 155
(b) 8/B=3,464
(c) 8/B=4,000
(0.6) R (0,8) R
Figura 24.23. Distanciamínima entre cargas para diferentesesquemas de perforación y valores de «T>'.(Hagan, 1988).
..1'
- Cuando la relación 8/B en el emboquille es mayor de2,4, parte del mineral es fragmentado por seccionesde cargas cerca del emboquille que salen hacia fren-tes biplanares cóncavos equilibrados. Conforme S/Baumenta de 2,4 a 4,0, el porcentaje de mineral quees fragmentado por este camino aumenta desde el0% hasta el 64%. Esto sólo sucede con los esque-mas reorientados.
- Conforme «r» disminuye, los barrenos se desvían desu esquema inicialreorientado, pero pasan a travésde un esquema convencional triangular equiláterosobre una superficie cilíndrica teniendo un radio r =0,3 R.
344
'-De todo lo expuesto se deduce que los esquemas
reorientados con relaciones «8/B» en el emboquille pró-ximos a 3,5 permiten un mejor aprovechamiento de la ',-energía del explosivo, dando lugar a unos costes deperforación y voladuras menores y, también, problemaspotenciales de inestabilidad y vibraciones más peque-ños. '-
"-
5. METODO DE CAMARA8 y PILARES
En yacimientos horizontales o inclinados de sales, \.....
potasas, calizas, hierro, etc., que no superan los 30° ylas rocas tengan unas características geomecánicasresistentes, los minerales pueden extraerse excavandograndes cámaras y dejando pilares para soportar los "-hastiales.
Los pilares se disponen según esquemas regulares,generalmente, cuadrados, circulares y en algunos ca- "-sos rectangulares. Su dimensionamiento constituyeuno de los aspectos más importantes, pues condicionala recuperación del mineral y estabilidad de la explota-. . ~clon.
En depósitos horizontales o con poca inclinación, eldesarrollo consiste únicamente en la apertura de gale-rías para la extracción y el transporte del mineral. Esto "-
se hace frecuentemente conectando esas labores conlos huecos de accesos anteriores. Las dimensiones delas excavaciones corresponden a la anchura y altura de "-las galerías y la maquinaria empleada está constituidapor jumbos de varios brazos y, carros perforadores,con lo que el grado de mecanización alcanzado sueleser grande. "-
Los yacimientos inclinados se dividen verticalmenteen niveles, desde los que se desarrollan las galerías detransporte sobre el hastial de muro. Esas galerías sir- "-ven de acceso a las áreas de producción, donde laexplotación continúa en sentido ascendente hasta elnivel contiguo superior. La perforación para las vola- "-duras en estas áreas se realiza con martillos instaladossobre empujado res. La mecanización en este método
'-R
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Foto 24.2. Perforación de un barreno ascendente.
FRENTELIBRE
1.i--- S---4.
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1 ,,)/- . . . . .V. . . . . .. . . . . .
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AVANCES EN GALERIAS
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/
/
/L NIVEL
BANQUEOD~L YACIMIENTO ~
INFERIORD ~
/
Figura 24.24. Método de explotación por cámaras y pilares.
/
no es grande, por lo cual se requiere mucha mano deobra y las productividades no son elevadas.
./ Una variante del método de cámaras y pilares enyacimientos inclinados es la constituida por galeríasen -pendiente, que sirven de acceso a las zonas de
./ explotación y son remontables por los jumbos. Desdeesas galerías se desarrollan otras horizontales y esca-lonadas siguiendo el techo del mineral.
En depósitos de gran potencia, las excavaciones nose pueden realizar con los jumbos en una sola fase, porlo que la explotación se divide verticalmente, recupe-rándose el nivel inferior por banqueo. Este banqueo se
./ realiza con carros convencionales y barrenos vertica-les, o con jumbos y barrenos horizontales. Fig. 24.24.
En estos métodos de explotación el empernado de/ techos es una técnica que se aplica de forma extensiva
para mejorar la estabilidad, por lo que además de laperforación de producción deberá cofÍsiderarse la
/ parte correspondiente a tales labores.
/
/ 6. METODO DE CORTE Y RELLENO
Este método se desarrolló originalmente en Canadá/ a finales de los años50.Consisteen la excavacióndel
mineral por subniveles horizontales ascendentes, re-llenando con estériles el hueco producido por la ex-
/ tracción de los subniveles más profundos, de formaque esos materiales actúan .como soporte de los has-tiales y como plataforma de trabajo de los equipos deperforación, carga y transporte. El relleno que más se
/ utiliza es el de tipo hidráulico por la facilidad de trans-
/
porte y posibilidad de mezclar con un pequeño por-centaje de cemento.
Las ventajas que presenta este método son:
- Alta recuperación del mineral.
- Control de leyes y dilución.
- Mecanización de las operaciones.
- Reducción de los problemas de estabilidad de loshastiales y hundimiento en superficie, y
- Ventilación sencilla y eficaz.
Para la perforación y voladura pueden emplearsedos sistemas: perforación vertical en el techo, a modode banco invertido, y perforación horizontal, como enun banco girado 90°.
Figura 24.25. Método de explotación por corte y relleno.
345
7.5 m
4.0 m
3.5 m
perforación vertical
!.J:sa
4.5 m 4.0 m
,¡;Q.~?g~:~;,~o~o~'g;;.~~p¿7n0![~~a ~5;~X~~;~~0.;~~~6b;,~:<Z';
perforación horizontal
Figura 24.26. Sistemas de perforación y voladura.
El primer sistema tiene la ventaja de permitir la per-foración de un gran área con bastante anticipaciónrespecto a las operaciones de voladura y carga. Lacantidad de mineral arrancado puede ser tan grande opequeña como se desee. La perforación no suele su-perar los cuatro metros en vertical, pues la altura totalde la excavación resultaría excesiva, y los barrenos sedisponen con una inclinación entre 50° y 65°. Un incon-veniente de este sistema es la irregularidad. y mal es-tado del techo que generalmente queda después decada voladura. En algunas minas es necesario reforzarpreviamente la masa de mineral con cables cementa-dos para evitar hundimientos de éste.
El segundo sistema, consiste en la perforación debarrenos horizontales con longitudes iguales a los delas varillas, es decir menores también a los 4 m, ydisparo hacia la superficie libre inferior. El volumende cada voladura es limitado, ya que debe perforarsedesde el frente. Las ventajas de este sistema alterna-tivo son: la superficie del techo más regular, la me-nor altura del hueco abierto, mejor selectividad y re-cuperación del mineral.
Aunque para la perforación pueden utilizarse marti-llos manuales y empujadores con diámetros de barre-
<."
nos de 29 a 33 mm, lo normal es emplear vagonesperforadores y jumbos con diámetros mayores, entre33 y 64 mm.
Los explosivos utilizados van desde los convencio-nales y los hidrogeles, hasta el ANFO, con consumosespecíficos que varían entre los 200 y 260 gft.
Cuando la perforación se hace vertical el retacado delos barrenos se realiza con tacos de arcilla.
7. CAMARAS SUBTERRANEAS EN PROYEC-TOS DE OBRA PUBLICA
Durante las últimas décadas se ha producido un au-mento de la utilización del espacio subterráneo paraproyectos muy diversos.
346
'-Centrales hidráulicas.
- Almacenamiento de combustibles.
- Depósitos de residuos tóxicos y radiactivos.- Refugios atómicos.- Instalaciones militares.
- Aparcamientos subterráneos, etc.
"-
"-
Según la altura de las cámaras éstas se clasificanen: "-
- Pequeñas, con altura total menor a los 10 m.
- Grande, con dimensiones en vertical de hasta 60 "-m o más.
"-7.1. Cámaras pequeñas
Este tipo de cámaras se asimilan a túneles de gransección, realizándose las excavaciones por los mismos "-procedimientos. Generalmente, la excavación se di-vide en fases comenzando en la parte superior con unagalería piloto (1) Y destrozas laterales (2), para seguir "-en la parte inferior con un banqueo por barrenos hori-zontales o verticales (3).
"-
Figura 24.27. Fases de excavación de una cámara pe- \.,queña,
Afin de no dañar la roca y disminuir el espesor de los \.,
revestimientos de hormigón, se efectúan voladurascon recorte en los perfiles definitivos proyectados.
El banco inferior se arranca una vez finalizada lasección superior o con un cierto desfase sobre la \.,
misma. La explotación de este banco puede realizarsecon barrenos horizontales, utilizando el mismo jumbode las otras secciones, o con barrenos verticales, em- \.,
pleando un carro de superficie. Los diámetros de per-foración más comunes son para los barrenos horizon-tales de 32 a 45 mmy para los verticales de 50 mm.
7.2. Grandes cámaras
En el caso de grandes cámaras los métodos ut(liza-dos consisten en ejecutar las excavaciones de arribahacia abajo en fases descendentes, con sistemas deperforación y voladuras distintos, Fig. 24.28.
Las fases 1 y 2 se llevan a cabo con perforaciónhorizontal y salida de escombros por la galería piloto ode cal ata. Las fases 3, 4 Y 5 son ejecutadas general-
21"-
"-
3 .\..
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...J
./
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./2
(COTAS EN m.)./
140 fjl-=:L
25 22 69,4
89
Figura 24.28. Fases de excavación de Aldeadávila 1/. (Cortesía de Iberduero, S. A.).
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./
./
./
/
./
/
./
/
Foto 24.3. Central hidráulica de Saucelle (Iberduero, S.A.).
/
mentecon perforaciónvertical, con salida de escom-bro por los diferentes niveles de acceso, que en el casode las centrales hidráulicas pueden ser los de alterna-dores, tramos inferiores de tuberías forzadas, galeríasde drenaje, etcétera.
Los procedimientos de excavación varían según la
calidad de la roca, pero en,cualquier caso se realizan/
siguiendo la premisa de ir asegurando la estabilidaddel contorno según se desciende. La excavación de laparte alta o bóveda se recomienda que se realice porfases, como ya se ha indicado, a partir de una galeríaque se aprovecha como reconocimiento. Si el terrenoes bueno, se suele hacer un bulonado sistemático delparamento con gunitado sobre malla metálica, y si laroca es mala, la excavación se hace por tramos trans-versales dejando entre ellos otros sin excavar hastaque se hormigonen las bóvedas de los ya abiertos.
En las centrales hidráulicas la terminación de la ca-lata depende de la alternativa elegida para el apoyo de
El...>e"..
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~
~'ff, ::c-! c:
~~ ~II
10.o
10
g0,021 por mil
Plano derecorte
(COTAS EN m)
~
J~
Plano de precorte-
Figura 24.29. Detalle de cámara con viga carril apoyado enroca. (Cortesía de Iberduero, S. A.).
347
Foto 24.4. Hastiales con precorte en la Central de Saucelle(Iberduero, S.A.).
las vigas carriles de los puentes grúa. El caso másdifícil es aquel en que se apoyan sobre la propia roca.En este caso, por debajo del nivel de calata se realizauna excavación en trinchera para después efectuardos recortes, según dos planos horizontales, y dosprecortes, generalmente, en los planos verticales. Deesta manera se perfilan las esquinas de la roca garanti-zando su integridad y responsabilidad resistente.
Laexcavación en banco es la más fácil y, por lo tanto,se utilizará tanto como sea posible. La altura de losbancos no suele ser muy grande, pues las voladuras sehacen con unas condiciones de confinamiento relati-vamente elevadas, suelen existir galerías que inciden en
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348
\..
TE
LON
1.\..
\..
\..
"-Figura 24.30. Excavación de una cámara con dos bancos y
perforación horizontal con jumbo.
"-
la caverna central y además es preciso asegurar loshastiales conforme la excavación progrese hacia abajo.Por estos motivos, se simultanea la perforación hori- "-
zontal y la vertical, al margen de la disponibilidad deequipos de perforación distintos.
Para la evacuación de los escombros de las partes "-
bajas de las centrales hidráulicas, se recomienda ade-lantar en los programas de excavación los accesosinferiores, que pueden llevarse a cabo simultánea- ,mente a los trabajos en las partes superiores de lascavernas.
En cuanto a los calibres de los barrenos los rangosmás comunes son: para la perforación horizontal de "-32 a 45 mm y para la vertical de 50 a 65 mm.
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