Post on 13-May-2017
Métodos de corte en minería subterránea
El principio de la palabra voladura de túneles reside en la apertura de una cavidad inicial,
denominada corte, cuele o arranque, destinada a crear una segunda cara libre de gran
superficie para facilitar la subsiguiente rotura del resto de la sección, de modo que los
taladros del núcleo y de la periferia puedan trabajar destrozando la roca en dirección hacia
dicha cavidad.
La profundidad del corte debe ser igual a la estimada para el avance del disparo, cuando
menos. La ubicación influye en la facilidad de proyección del material roto, en el
consumo del explosivo y el número de taladros necesarios para el disparo. Por lo general,
si se localiza cerca de uno de los flancos (a) se requerirá menos taladros en el frontón;
cerca al techo (b) proporciona buen desplazamiento y centrado de la pila de escombros,
pero con mayor consumo de explosivo; al piso (c) es conveniente sólo cuando el material
puede caer fácilmente por desplome. En general, la mejor ubicación es al centro de la
sección ligeramente por debajo del punto medio (d).
Métodos de corte
Corresponden a las formas de efectuar el disparo en primera fase para crear la cavidad de
corte, que comprenden dos grupos:
1. Cortes con taladros en ángulo o cortes en diagonal.
2. Cortes con taladros en paralelo.
Cortes en diagonal
Su efectividad consiste en que se preparan en forma angular con respecto al frente del
túnel, lo que permite que la roca se rompa y despegue en forma de “descostre sucesivo”
hasta el fondo del disparo.
Cuanto más profundo es el avance, tanto más taladros diagonales deben ser perforados en
forma escalonada, uno tras otro conforme lo permita el ancho del túnel.
Estos cortes se recomiendan sobre todo para roca muy tenaz o plástica por el empuje que
proporcionan “desde atrás”. También para las que tienen planos de rotura definidos, ya
que dan mayor alternativa que el corte paralelo para atacarlas con diferentes ángulos.
En su mayoría se efectúan con perforadoras manuales y su avance por lo general es menor
en profundidad que con los cortes en paralelo (45 y 50% del ancho del túnel), pero tiene
a su favor la ventaja de que no se “congelan” o “sinterizan” por exceso de carga o
inadecuada distancia entre taladros, como ocurre frecuentemente con los cortes paralelos.
Es indispensable que la longitud y dirección de los taladros sean proyectadas para que el
corte se ubique simétricamente a una línea imaginaria y que no se perfore excesivamente.
Se disponen por parejas, con tendencia a casi juntarse en la parte más profunda para lograr
un efecto combinado de las cargas, especialmente en rocas difíciles de romper (duras,
estratificadas,etc.). Son más incómodos para perforar porque el operador tiene que ver
imaginariamente cómo están quedando ubicados y orientados los taladros, para evitar que
se intercepten.
Respecto a la carga explosiva, los taladros de arranque, es decir los más cercanos a la cara
libre, no requieren una elevada densidad. Ésta puede disponerse más bien en los más
profundos para tratar de conseguir alguna rotura adicional que compense la natural
limitación del avance debido a la propia perforación.
Estos cortes son mayormente aplicados en túneles y galerías de corta sección con taladros
de pequeño diámetro. Los consumos promedios varían en cifras tan extremas como 0,4 a
1,8 kg/m3.
Además de túneles, los cortes angulares especialmente en cuña y abanico permiten abrir
la rotura inicial en frentes planos sin caralibre, como es el caso de apertura de zanjas,
pozos, etc. Estos cortes pueden clasificarse en tres grupos:
1. Corte en cuña de ejecución vertical (wedge cut), corte encuña de ejecución horizontal
(“v” o “w”) y corte piramidal. En los tres casos los taladros son convergentes hacia
un eje o hacia un punto al fondo de la galería a perforar.
2. Corte en abanico (fan cut) con diferentes variantes. En este caso los taladros son
divergentes respecto al fondo de la galería.
3. Cortes combinados de cuña y abanico o paralelo y abanico. La geometría de arranque
logrado con los cortes angulares básicos se muestran en las siguientes figuras:
Corte en pirámide o diamante (center cut)
Comprende a cuatro o más taladros dirigidos en forma de un haz convergente hacia un
punto común imaginariamente ubicado en el centro y fondo de la labor a excavar, de
modo que su disparo instantáneo creará una cavidad piramidal.
Este método requiere alta concentración de carga en el fondo de los taladros (apex de la
pirámide). Se le prefiere para piques y chimeneas.
Según la dimensión del frente puede tener una o dos pirámides superpuestas. Con este
corte se pueden lograr avances de 80% del ancho de la galería; su inconveniente es la
proyección de escombros a considerable distancia del frente.
Corte en cuña o en “v” (wedge cut)
Comprende a cuatro, seis o más taladros convergentes por pares en varios planos o niveles
(no hacia un solo punto) de modo que la cavidad abierta tenga la forma de una cuña o
“trozo de pastel”. Es de ejecución fácil aunque de corto avance especialmente en túneles
estrechos, por la dificultad de perforación.
La disposición de la cuña puede ser en sentido vertical horizontal. El ángulo adecuado
para la orientación de los taladros es de 60° a 70°. Es más efectivo en rocas suaves a
intermedias, mientras que el de la pirámide se aplica en rocas duras o tenaces.
Corte en cuña de arrastre (drag o draw cut)
Es prácticamente un corte en cuña efectuado a nivel del piso de la galería, de modo que
el resto del destroce de la misma sea por desplome. Se emplea poco en túneles, más en
minas de carbón o en mantos de roca suave.
Corte en abanico (fan cut)
Es similar al de arrastre pero con el corte a partir de uno de los lados del túnel,
disponiéndose los taladros en forma de un abanico (divergentes en el fondo). También se
le denomina “corte de destroce” porque se basa en la rotura de toda la cara libre o frente
de ataque del túnel. Poco utilizado porque requiere decierta anchura para conseguir
unavance aceptable.
Corte combinado de cuña y abanico
Usualmente recomendado para roca tenaz y dura, hasta elástica. Útil y muy confiable,
aunque es difícil de perforar.
Cortes en paralelo
Como su nombre lo indica, se efectúan con taladros paralelos entre sí. Se han generalizado
por el empleo cada vez mayor de máquinas perforadoras tipo Jumbo, que cuentan con
brazos articulados en forma de pantógrafo para facilitar el alineamiento y dar precisión
en la ubicación de los mismos en el frente de voladura.
Los taladros correspondientes al núcleo y a la periferia del túnel también son paralelos en
razón de que es virtualmente imposible perforar en diagonal con estas máquinas. Todos
tienen la misma longitud llegando al pretendido fondo de la labor.
El principio se orienta a la apertura de un hueco central cilíndrico, que actúa como una
cara libre interior de la misma longitud que el avance proyectado para el disparo. La
secuencia de voladura comprende tres fases; en la primera son disparados casi
simultáneamente los taladros de arranque para crear la cavidad cilíndrica; en la segunda,
los taladros de ayuda del núcleo rompen por colapso hacia el eje del hueco central a lo
largo de toda su longitud, ampliando casi al máximo la excavación del túnel, tanto hacia
los flancos como hacia el fondo; por último salen los taladros de la periferia (alzas,
cuadradores y arrastres del piso) perfilando el túnel con una acción de descostre.
El perfil o acabado final de la pared continua del túnel, depende de la estructura geológica
de la roca, básicamente de su forma y grado de fisuramiento natural (clivaje,
diaclasamiento, estratificación) y de su contextura.
El hueco central debe tener suficiente capacidad para acoger los detritos creados por el
disparo de los primeros taladros de ayuda, teniendo en cuenta el natural esponjamiento
de la roca triturada, de modo que se facilite la expulsión (trow) del material de arranque,
después de las segundas ayudas y los taladros periféricos.
Para diferentes diámetros de taladros se requieren diferentes espaciamientos entre ellos.
Es importante la precisión de la perforación para mantener estos espacios y evitar la
divergencia o convergencia de los taladros en el fondo con lo que puede variar el factor
de carga. La densidad y distribución de la columna de explosivo, en muchos casos
reforzada, así como la secuencia ordenada de las salidas son determinantes para el
resultado del corte.
Usualmente los taladros de arranque se disparan con retardos de milisegundos y el resto
del túnel con retardos largos, aunque en ciertos casos los microretardos pueden ser
contraproducentes.
Estos cortes son aplicados generalmente en roca homogénea y competente, son fáciles y
rápidos de ejecutar pero como contraparte no siempre dan el resultado esperado, ya que
cualquier error en la perforación (paralelismo y profundidad), en la distribución del
explosivo o el método de encendido se reflejará en mala formación de la cavidad, o en la
sinterización (aglomeración) de los detritos iniciales que no abandonan la cavidad a su
debido tiempo, perjudicando la salida de los taladros restantes. Si la carga explosiva es
demasiado baja, el arranque no romperá adecuadamente, y si es muy elevada la roca,
puede desmenuzarse y compactar, malogrando el corte lo que afectará todo el disparo.
Además del corte cilíndrico con taladros paralelos se efectúan otros esquemas, como el
corte paralelo escalonado, con el que se consigue un hueco o tajada inicial de geometría
cuadrangular y de amplitud igual al ancho de la labor, cuyo desarrollo comprende un
avance escalonado por tajadas horizontales o escalones, con taladros de longitudes
crecientes intercalados, que se disparan en dos fases.
El disparo de la primera fase rompe la mitad del túnel por desplome, dejando un plano
inclinado como segunda cara libre, sobre la que actuarán los taladros de la segunda fase
por acción de levante. Estos cortes son adecuados para rocas estratificadas, mantos de
carbón, rocas fisuradas o incompetentes.
Tipos de cortes paralelos
Los esquemas básicos con taladros paralelos son:
- Corte quemado.
- Corte cilíndrico con taladros de alivio.
- Corte escalonado por tajadas horizontales.
Todos ellos con diferentes variantes de acuerdo a las condiciones de la roca y la
experiencia lograda en diversas aplicaciones.
Corte quemado
Comprende un grupo de taladros de igual diámetro perforados cercanamente entre sí con
distintos trazos o figuras de distribución, algunos de los cuales no contienen carga
explosiva de modo que sus espacios vacíos actúan como caras libres para la acción de los
taladros con carga explosiva cuando detonan.
El diseño más simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacíos en los vértices y
uno cargado al centro. Para ciertas condiciones de roca el esquema se invierte con el
taladro central vacío y los cuatro restantes cargados.
También son usuales esquemas con seis, nueve y más taladros con distribución
cuadrática, donde la mitad va con carga y el resto vacío, alternándose en formas
diferentes, usualmente triángulos y rombos. Esquemas más complicados, como los
denominados cortes suecos, presentan secuencias de salida en espiral o caracol.
Como los taladros son paralelos y cercanos, las concentraciones de carga son elevadas,
por lo que usualmente la roca fragmentada se sintetiza en la parte profunda de la
excavación (corte). Esto no permite las condiciones óptimas para la salida del arranque.
Lo contrario ocurre con los cortes cilíndricos. Los avances son reducidos y no van más
allá de 2,5 m por disparo, por lo que los cortes cilíndricos son preferentemente aplicados.
Corte cilíndrico
Este tipo de corte mantiene similares distribuciones que el corte quemado, pero con la
diferencia que influye uno o más taladros centrales vacíos de mayor diámetro que el resto,
lo que facilita la creación de la cavidad cilíndrica. Normalmente proporciona mayor
avance que el corte quemado.
En este tipo de arranque es muy importante el burden o distancia entre el taladro grande
vacío y el más próximo cargado, que se puede estimar con la siguiente relación: B = 0,7
x diámetro del taladro central (el burden no debe confundirse con la distancia entre
centros de los mismos, normalmente utilizada).
En el caso de emplear dos taladros de gran diámetro la relación se modifica a: B = 0,7 x
2 diámetro central. Una regla práctica indica que la distancia entre taladros debe ser de
2,5 diámetros.
Cómo determinar los cálculos para perforación y carga
1. Estime un diámetro grande en relación con la profundidad del taladro que permita al
menos un avance de 95 % por disparo. Como alternativa perfore varios taladros de
pequeño diámetro de acuerdo con la siguiente fórmula:
Ø1 = Ø2 x Ö n
donde:
Ø1: diámetro grande supuesto.
Ø2: diámetro grande empleado.
n: número de taladros grandes.
2. Calcule el burden máximo en relación con el diámetro grande de acuerdo a la siguiente
fórmula:
Primer cuadrilátero: B ~ 1,5 Ø
donde:
B: burden máximo = distancia del hueco grande al hueco pequeño, en m.
Ø: diámetro del hueco grande.
Para cuadriláteros subsiguientes: B ~ A
donde:
B: burden máximo, en m.
A: ancho de apertura o laboreo, en m.
3. Siempre calcule la desviación de la perforación, para lo cual una fórmula adecuada es
la siguiente:
F = B (0,1 ± 0,03 H)
donde:
F: desviación de la perforación, en m.
B: burden máximo, en m.
H: profundidad del taladro, en m.
Para obtener el burden práctico, reducir el burden máximo por la desviación de la
perforación (F).
4. Siempre perfore los taladros según un esquema estimado. Un taladro demasiado
profundo deteriora la roca y uno demasiado corto deja que parte de la roca no se fracture.
Así, las condiciones desmejoran para la siguiente ronda disminuyendo el avance por
disparo como resultado final.
5. Calcule siempre las cargas en relación con el máximo burden y con cierto margen de
seguridad.
6. Seleccione el tiempo de retardo de manera que se obtenga suficiente tiempo para que
la roca se desplace. Los dos primeros taladros son los más importantes.
7. Factores a considerar para conseguir óptimo resultado cuando se emplean cortes
paralelos.
Diseño básico para voladurasubterránea en túnel
El trazo o diagrama de distribución de taladros y de la secuencia de salida de los mismos
presenta numerosas alternativas, de acuerdo a la naturaleza de la roca y a las
características del equipo perforador, llegando en ciertos casos a ser bastante complejo.
Distribución y denominaciónde taladros
Los taladros se distribuirán en forma concéntrica, con los del corte o arranque en el área
central de la voladura, siendo su denominación como sigue:
Arranque o cueles
Son los taladros del centro, que se disparan primero para formar la cavidad inicial. Por lo
general se cargan de 1,3 a 1,5 veces más que el resto.
Ayudas
Son los taladros que rodean a los taladros de arranque y forman las salidas hacia la cavidad
inicial. De acuerdo a la dimensión del frente varía su número y distribución
comprendiendo a las primeras ayudas (contracueles), segundas y terceras ayudas (taladros
de destrozo o franqueo). Salen en segundo término.
Cuadradores
Son los taladros laterales (hastiales) que forman los flancos del túnel.
Alzas o techos
Son los que forman el techo o bóveda del túnel. También se les denominan taladros de la
corona. En voladura de recorte o smooth blasting se disparan juntos alzas y cuadradores,
en forma instantánea y al final de toda la ronda, denominándolos en general, “taladros
periféricos”.
Arrastre o pisos
Son los que corresponden al piso del túnel o galería; se disparan al final de toda la ronda.
Número de taladros
El número de taladros requerido para una voladura subterránea depende del tipo de roca
a volar, del grado de confinamiento del frente, del grado de fragmentación que se desea
obtener y del diámetro de las brocas de perforación disponibles; factores que
individualmente pueden obligar a reducir o ampliar la malla de perforación y por
consiguiente aumentar o disminuir el número de taladros calculados teóricamente.
Influyen también la clase de explosivo y el método de iniciación a emplear.
Se puede calcular el número de taladros aproximadamente, mediante la siguiente fórmula
empírica:
N°tal.= 10 x √A x H
donde:
A: ancho de túnel.
H: altura del túnel.
Ejemplo: Para un túnel de 1,80 m x 2,80 m = 5,04 m2
N°tal.= √5 x 10 = 2,2 x 10 = 22 taladros
O en forma más precisa con la relación:
N°t = (P/dt) + (c x S)
donde:
P : circunferencia o perímetro de la sección del túnel, en m., que se obtiene con la fórmula:
P= √A x 4
dt: distancia entre los taladros de la circunferencia o periféricos que usualmente es de:
c: coeficiente o factor de roca, usualmente de:
S : dimensión de la sección del túnel en m2 (cara libre)
Ejemplo: para el mismo túnel de 5m2 de área, en roca intermedia, donde tenemos:
P= √5 x 4 = 2,2 x 4 = 8,8
dt = 0,6
c = 1,5
S = 5 m2
Aplicando la fórmula: N°t = (P/dt) + (c x S)
Tenemos:(8,8/0,6) + (1,5 x 5) = 14,7 + 7,5 = 22 taladros.
Distancia entre taladros
Se determinan como consecuencia del número de taladros y del área del frente de
voladura. Normalmente varían de 15 a 30 cm entre los arranques, de 60 a 90 cm en los de
ayuda y de 50 a 70 cm entre los cuadradores. Como regla práctica se estima una distancia
de 2 pies (60 cm) por cada pulgada de diámetro de la broca.
Los taladros periféricos (alzas y cuadradores) se deben perforar a unos 20 a 30 cm del
límite de las paredes del túnel para facilitar la perforación y evitar la sobrerotura.
Normalmentese perforan ligeramente divergentes del eje del túnel para que sus topes
permitan mantener la misma amplitud de sección en la nueva cara libre a formar.
Longitud de taladros
Será determinada en parte por el ancho útil de la sección, el método de corte de arranque
escogido y las características del equipo de perforación. Con corte quemado puede
perforarse hasta 2 y 3 m de profundidad; con corte en “V” solo se llega de 1 a 2 m. de
túneles de pequeña sección. Para calcular la longitud de los taladros de corte en V, cuña
o pirámide se puede emplear la siguiente relación:
L= 0,5 x √S
donde:
S: es la dimensión de la sección del túnel en m2
Cantidad de carga
Depende de la tenacidad de la roca y de la dimensión del frente de voladura. Influyen: el
número, diámetro, profundidad de los taladros y el tipo de explosivo e iniciadores a
emplear.
Se debe tener en cuenta que la cantidad de explosivo por m2 a volar, disminuye cuanto
más grande sea la sección del túnel y aumenta cuanto más dura sea la roca.
En términos generales puede considerarse los siguientes factores en kg de explosivos/m3
de roca. En minería los consumos de dinamita varían generalmente entre 300 a 800 g/m3.
Como generalidad, pueden considerar los siguientes factores para:
En donde podemos considerar:
- Rocas muy difíciles: granito, conglomerado, arenisca.
- Rocas difíciles: arenisca sacaroide, arena esquistosa.
- Rocas fáciles: esquisto, arcilla, esquistos arcillosos, lutita.
- Rocas muy fáciles: arcilla esquistosa o rocas muy suaves.
Valores estimados para galería con una sola cara libre, para disparos con 2 caras libres se
pueden considerar valores de 0,4 a 0,6 kg/m3.
Distribución de la carga
Movimiento de roca
Volumen (V) = S x L
donde:
V: volumen de roca.
S: dimensión de la sección, en m2.
L: longitud de taladros, en m.
Tonelaje (t) = (V) x ρ
donde:
ρ: densidad de roca, usualmentede 1,5 a 2,5 (ver tablas).
Cantidad de carga
(Qt) = V x kg/m3
donde:
V: volumen estimado, en m3.
kg/m3: carga por m3 (cuadro posterior)
Carga promedio por taladro
Qt/N°t
donde:
Qt: carga total de explosivo,en kg.
N° tal.: número de taladros.
En la práctica, para distribuir la carga explosiva, de modo que el corte o cual sea
reforzado, se incrementa de 1,3 a 1,6 veces la “carga promedio” en los taladros del
arranque, disminuyendo en proporción las cargas en los cuadradores y alzas (que son los
que menos trabajan, ya que actúan por desplome).
Características de los taladros de destroce
Resumen
1. Carga de fondo = L/3, donde L= longitud del taladro (para las alzas: L/6).
2. Burden (B) no mayor de (L –0,40)/2.
3. Espaciamiento (E) = 1,1 x Bhasta 1,2 x B (en los cuadradores).
4. Concentración de carga de fondo (CF) para:
5. Concentración de carga de columna (CC) = 0,5 x CF, en kg/m3.
6. Longitud del taco (T) = 0,5 x B, (en arrastres 0,2 x B).
El esquema geométrico general de un corte de cuatro secciones con taladros paralelos se
indica en la siguiente figura.
La distancia entre el taladro central de alivio y los taladros de la primera sección no
debería exceder de 1,7 x D2 para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la
roca. Las condiciones de fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo,
características de la roca y distancia entre los taladros cargados y vacíos.
Para un cálculo más rápido de las voladuras de túnel con cortes de taladros paralelos de
cuatro secciones, se puede aplicar la siguiente regla práctica:
Profundidad de los taladros
En el corte de cuatro secciones, laprofundidad de los taladros puedeestimarse con la
siguiente expresión:
L = 0,15 + 34,1 x Ø2 – 39,4 x (Ø2) al cuadrado
donde:
L: longitud de taladro, en m.
Ø2: diámetro del taladro de alivio, en mm.
Cuando se utilizan varios taladros vacíos, la ecuación sigue válida haciendo
Ø2 = Ø1 √N° tal.
donde:
Ø2: diámetro de los taladros vacíos, en m.
N° tal.: número de taladros.
Ø1: diámetro de taladros de producción, en m.
La concentración lineal de carga para los taladros del arranque se calcula a partir de la
siguiente expresión:
q1= 55 x Ø1 (B/Ø2) elevado a la 1,5 x (B – Ø2/2)(c/0,4)(1/PRPanfo)
donde:
q1: concentración lineal de carga, en kg/m.
Ø1: diámetro de producción, en m.
Ø2: diámetro del taladro de alivio, en m.
B: dimensión del burden, en m.
C: constante de la roca.
PRPanfo: potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO.
La potencia es, desde el punto de vista de aplicación industrial, una de las propiedades
más importantes, ya que define la energía disponible para producir efectos mecánicos,
entre otros y la podríamos obtener de la siguiente fórmula:
PRPanfo= ((d – Vd al cuadrado) / (d ANFO . V ANFO al cuadrado)) elevado a la 1/3
donde:
d= densidad de explosivo (g/cm3)
Vd= velocidad de detonación del explosivo (m/s)
d ANFO= densidad del ANFO (g/cm3)
V ANFO= velocidad de detonación del ANFO (m/s)
Ejemplo de cálculo para voladura de túnel
Cálculo para excavación de un túnel de 1.400 m. con 10,44 m2 de sección, recta con perfil
convencional sin recorte periférico, en roca andesítica, a perforar contaladros de 1 1/4”
(32 mm) y 2,40m de longitud, corte cilíndrico contaladros paralelos. Explosivo,
SEMEXSA 65 de 1 1/8” x 7”, encendido con detonadores no eléctricos de retardo corto
para el arranque y de medio segundo para el núcleo.
Cálculo de carga:
Cantidad de explosivo
1. Volumen de material a mover por disparo
V = S x p (área de la sección porprofundidad de taladro)
V = 10, 44 x 2,40 m = 25 m3 de roca por disparo.
2. Número de taladros por sección
Nº = R/C + K.S
donde:
R = circunferencia de la secciónen metros
S x 4 = 10,44 x 4 = 12,9
C = distancia entre los taladros de circunferencia en metros
0,5 para roca dura
0,6 para roca intermedia (andesita por ejemplo)
0,7 para roca blanda
S = dimensión de la sección en m2 (= 10,44 m2)
K = coeficiente:
2 para roca dura1,
5 para roca intermedia
1 para roca blanda
Luego Nº = 12,9/0,6 + 1,5 x 10,44= 37,2 = 37 taladros máximo (cantidad que podrá ser
disminuida silas condiciones del terreno lo permiten)
3. Cantidad de carga (factor)
De acuerdo a las secciones del túnel y dureza de la roca, se obtiene el promedio en kg de
explosivo utilizado por m3 de roca movida por cada metro de avance, teniendo los
siguientes casos para roca intermedia:
(a) 1 a 5 m2 2,2 a 1,8 kg/m3
(b) 5 a 10 m2 1,8 a 1,4 kg/m3
(c) 10 a 20 m2 1,4 a 1,0 kg/m3
(d) 20 a 40m2 1,0 a 0,8 kg/m3
De acuerdo a los valores en (b) podemos considerar un promedio de 1,6 kg/m3 para la
sección prevista, lo que da un consumo estimado por disparo de:
1,6 kg/m3 x 25 m3 = 40 kg/m3
Siendo el factor de carga por taladro de:
40/37 = 1,08 kg/m3 por taladro.
Según este factor el número promedio de cartuchos por taladros con SEMEXSA 65 en 1
1/8 x 7” y con 116 gramos de peso, será de: 1 080/116 = 9,3 cartucho por taladro y: 9,3 x
37 taladros = 344 cartuchos por disparo teniendo la caja de SEMEXSA 25 kg/m3, 215
cartuchos en promedio, el consumo de cajas por disparo será de: 344/215 = 1,6 cajas. Por
tanto, el consumo total para el túnel de 1 400 m solamente con SEMEXSA será de:
- Longitud de taladro = 2,40 m
- Avance por disparo, considerando una eficiencia de 90% = 2,10m
- Número total de disparos: 1.400/ 42,10 m = 666
- Total de cajas a emplear: 1,60 x666 = 1 065,5 = 1 066 cajas
4. Distribución de la carga por taladros
- Normalmente la longitud de la columna explosiva va de 1/2 a 2/3 de la longitud total
del taladro (de 1,20 a 1,60m), con carga concentrada al fondo.
Para asegurar el corte de arranque es recomendable cargar los taladros de arranque 1,3 a
1,6 veces el promedio calculado, las ayudas 1,1 vez y disminuir proporcionalmente la
carga en el resto de taladros.
Es conveniente sellar los taladros con taco de arcilla de unos 20 a 30 cm. compactados,
lo que incrementará la eficiencia en un 10%.
5. Distribución de los taladros
El corte de arranque de preferencia se ubicará al centro de la sección. Para mejor
distribución de los taladros de destroce, debe formar una cavidad inicial de 1 a 2 m. de
diámetro, ideal para dar cara libre lateral a los taladros de ayuda y destroce hacia dicha
cavidad.
Normalmente al inicio se experimenta con varios trazos de arranque, pero el usual es el
corte cilindro con un taladro central de alivio, de mayor diámetro que los demás, pero sin
carga explosiva (que será la cara libre inicial), rodeado por cuatro o más taladros de menor
diámetro con carga explosiva reforzada (arranque).
La distancia del taladro de alivio al de arranque más cercano se calcula aproximadamente
con la siguente fórmula:
V= 0,7 diámetro del taladro central
Ejemplo
75 mm = 0,7 x 75 = 52 mm
Si solamente se perforan taladros de menor diámetro en rombo o paralelos, unos con carga
y otros vacíos, la distancia usual entre ellos será de 15 a 25 cm.
La distancia entre los demás taladros de destroce se determina por su número y el área
disponible para su distribución, pero generalmente es de 0,5 a 0,7 m para los cuadradores
y de 0,6 a 0,9 m paralos de ayuda.
6. Disparo – tiempos de retardo
En túneles se puede iniciar mediante fulminantemedia, detonadores no eléctricos de shock
o eventualmente detonadores eléctricos, pero normalmente para secciones con corte
cilindro se prefieren los no eléctricos de miliretardo. En trazos con uno o dos taladros
vacíos al centro, de mayor o igual diámetro que los de producción, se suele rodearlos con
cuatro, seis o más taladros de arranque que se inician con detonadores de milisegundos,
de dos formas: taladros opuestos cruzados con el mismo número de retardo eje 2 – 2, 3 –
3, 4 – 4, o con series escalonadas intercaladas (ejemplo: 1 – 3 – 5 – 7 – 9- 11 – 13), para
limitar vibraciones y proporcionar mayor empuje a los detritos del arranque. Esta serie
cubrirá también a las primeras ayudas.
El resto de taladros: segundas ayudas, cuadradores, alzas y arrastres se dispararán con
detonadores de medio segundo en series escalonadas para permitir las salidas del centro
hacia fuera debe tenerse en cuenta la recomendación de no emplear tiempos mayores de
100 ms entre los tiros, para evitar interferencias.
Artículo publicado en la revista Seguridad Minera n° 103. Fuente: Fuente:Manual
práctico de voladura EXSA S.A., Lima Cuarta Edición, p.192-205
Simulación predictiva numérica para
control de estallidos de rocas subterráneas
Cualquier distorsión al perforar la roca puede generar una onda expansiva o sea al realizar
apertura de labores acumularemos esfuerzos alrededor de dicha excavación. De acuerdo
a esta premisa realizaremos modelos predictivos mediante el control de la vibración.
La necesidad de profundizar la excavación subterránea para extraer minerales y con ayuda
de herramientas como, la geología estructural, los métodos numéricos, software
geomecánicos, mecánica de rocas, estudios de minas del Perú donde se tienen presencia
e indicios de vibraciones sísmicos producidos por los estallidos de rocas y equipos de
medición para conocer las velocidades pico partícula VPP.
Reducirlas y predecir los eventos para labores que eventualmente podrían verse afectadas
por ellas. Conociendo las causas principales:
Esfuerzos en profundidad de la excavación haciendo que la roca se comporte en forma
plásticas, si los esfuerzos son tan grandes que la roca no podrá soportarlas de manera
elástica, haciendo que falle, es decir que se rompa súbitamente liberando una gran
cantidad de energía.
Tipo de roca, ritmo de explotación, análisis vibraciones sísmicas producidas por voladura,
ubicación en zonas sísmica, velocidad sísmica de las rocas (velocidad pico partícula).
Realizando un modelo matemático y estudio geoestadístico, nos indicará la frecuencia,
tamaños, amplitud de estallidos de roca a posibles a tener por zonas, la posible intensidad.
Para su control respectivo.
De forma simplificada, Energía sísmica vibratoria (E) por un estallido de roca, es
proporcional a por la cantidad (Q) de áreas de explotación:
E = p x Q.
p: proporción de energía acumulada producida por esfuerzos alrededor de una excavación
subterránea.
Con características de las predicciones. Factor de carga, distancia y profundidad de la
excavación, atenuación para cada tipo de roca, Factores no considerados, tamaño de
voladura, secuencia de iniciación y de excavación, el grado de relleno de los tajeos ya
explotados.
Concluyendo cambio de accesos y distancias, métodos de explotación, reprogramación
de áreas de explotación. Numéricamente es predictible la probabilidad de estallidos de
roca, pero no orientados a controlar la vibración máxima y el daño. La solución se
encuentra al desplazar el modelo hasta que esta tenga una gran cantidad de datos del
terreno, haciendo un 85% confiable la predicción.
Introducción
El estallido de rocas se da cuando a un macizo rocoso con características de alta densidad
y/o rígidas (duro y compacto) soporta altas presiones, que al no poder deformarse lo
suficiente, el cual acumula energía de deformación. Llegando a un punto critico donde se
produce una liberación violenta de energía, originando su estallido.
La minería y la construcción Tunelera actualmente tiene muchas variables en su diseño
como es el caso de conocimiento de factores influyentes:
• El medio geológico.
• Propiedades del comportamiento mecánico del medio geológico.
• El campo de esfuerzos original.
• Esfuerzos inducidos por el método de minado.
• Velocidad de minado y tiempos en la realización de la estabilización del macizo rocoso.
Sobre excavación o aberturas sobredimensionadas.
• La energía de deformación.
Aplicación de conceptos
Detonación y propagación de ondas sísmicas en un macizo rocoso
Cuando es detonada una carga explosiva en el interior de un macizo rocoso, su energía
potencial es liberada en un intervalo de tiempo muy corto. El mecanismo de detonación
es tal que se crea una elevada presión en la zona de reacción química. Esta presión
instantánea puede alcanzar hasta 30.000 bars.
Los modelos predictivos se realizan mediante
el control de la vibración.
Los explosivos comunes en explotación minera producen presiones del orden de 2000 a
6000 bars, o sea, de 2 a 6.108 Pa. Para tener una idea de la importancia de esos valores
basta compararlos con la presión sonora. El límite superior de audibilidad es de 20 Pa, o
sea diez millones de veces menor que la presión resultante de la detonación de un
explosivo.
Esta presión provoca una onda de choque que se utiliza en el trabajo de fragmentación de
la roca y de formación, sobre el frente de explosión, en una pila de fragmentos de forma
adecuada a su carga. Otra parte de esa energía es liberada en el ambiente, propagándose
a través del macizo rocoso, de la napa freática y del aire. La onda de choque es onda
sísmica que puede ser de tipos diferentes. Las más comunes son:
- Las ondas longitudinales (ondas de compresión, o primarias o P)
- Las ondas transversales (o de cizallamiento, o secundarias o S),
- Las ondas de Raleigh (u ondas R),
- las ondas de Love (u ondas Q).
Los frentes de onda tienen formas diferentes. Las ondas P se propagan por tracciones y
compresiones sucesivas del medio y, al alcanzar una superficie libre o cambiar de medio
de propagación (por ejemplo, al pasar de un estrato geológico a otro) a un ángulo diferente
de 90º, están sujetas a fenómenos de reflexión y refracción que dan origen a las ondas S,
donde la vibración es perpendicular a la dirección de propagación. Las ondas P y S se
propagan e todas direcciones y son llamadas ondas de volumen.
Es común describir el movimiento del terreno provocado por el pasaje de una onda
sísmica como la trayectoria de una partícula imaginaria solidaria con el medio atravesado.
De este modo, en las ondas longitudinales la partícula se mueve en torno de un punto de
reposo hacia adelante y hacia atrás en la dirección de propagación de la onda, o sea,
longitudinalmente.
Ya, en las ondas transversales el movimiento de la partícula se da en un plano
perpendicular a la dirección de propagación o frente de onda. Si las partículas se movieren
en una dirección preferencial en ese plano se dice que son polarizadas. En las interfaces
aire/superficie del terreno las ondas de volumen dan lugar a las ondas llamadas de
superficie, que se propagan en ese límite.
Las ondas de superficie se caracterizan por frecuencias más bajas que las de volumen.
Las ondas R son las ondas de superficie más comúnmente encontradas y transportan la
mayor parte de la energía propagada en superficie (Tritsch, 1983) y por ende presentan
mayor potencial de riesgo a las estructuras.
En las ondas R las partículas desarrollan un movimiento elíptico retrógrado
principalmente en las direcciones vertical y longitudinal, mientras que en las ondas Q las
partículas se mueven predominantemente en la horizontal en una dirección transversal a
aquella de propagación del frente de onda. Cada tipo de onda se propaga con una
velocidad que es característica del medio atravesado.
La onda más rápida es siempre la P, seguida por la onda S y por las ondas de superficie.
La velocidad de propagación depende apenas de las características del medio. La de las
ondas longitudinales es dada por:
Donde:
VL – velocidad de propagación de las ondas longitudinales
E – módulo de Young
r – coeficiente de Poisson
n – densidad del medio
Las rocas cristalinas permiten la mayor velocidad de propagación, que es del orden de
5000 a 6000 m/s para las ondas longitudinales cuando la roca es sana. También la
frecuencia de vibración depende de la naturaleza del terreno, las rocas cristalinas admiten
las frecuencias más elevadas.
La onda de choque es amortiguada a medida que su frente se aleja del origen. Además
del fenómeno puramente geométrico de dispersión de energía en un espacio
tridimensional, el carácter no completamente elástico de las rocas y la presencia de agua
llenando vacíos son también factores de amortiguamiento del temblor.
La amplitud, la velocidad y la aceleración del movimiento oscilatorio disminuyen con la
distancia, sucediendo lo mismo con la frecuencia de oscilación. Los terremotos, captados
a centenas o millares de quilómetros de su epicentro, presentan frecuencias mucho más
bajas (del orden de 2 Hz).
Se asume, en general, que las vibraciones tienen una forma sinusoidal, lo que facilita su
representación matemática y no introduce errores demasiado importantes (Chapot, 1981;
Dowding, 1985; Langefors y Kihlström, 1978).
En esta hipótesis simplificadora, relaciones matemáticas elementales describen el
movimiento de las partículas de la siguiente manera:
Traslación d(t) = do.sen w.t
Velocidad v(t) = w. do.cos. w.t
Aceleración a(t) = w 2 do.sen w.t
Donde:
w = frecuencia angular = 2 p f
f = frecuencia (ciclos/segundo)
Los registros de vibraciones debidos al desmonte de rocas con explosivos no tienen una
frecuencia nítidamente definida, pero muestran un espectro de variación. En el registro
de un fuego no interesa los diferentes tipos de ondas generados, sino el efecto total del
temblor. Sin embargo, diferentes tipos de ondas transmitirán diferentes cantidades de
energía, según los tipos de terrenos atravesados.
Propagándose con velocidades diferentes, los diversos tipos de ondas necesitarán tiempos
distintos para alcanzar puntos a la misma distancia; el movimiento de las partículas
afectadas será controlado por la energía que llega a cada instante y, en rigor, contenida en
cada tipo de onda.
Modelacion de la propagación
Los límites admisibles de vibraciones equivalen a patrones ambientales que deben ser
respetados por todo operador minero, y en eso son semejantes a patrones de calidad del
aire y del agua. Ellos equivalen al concepto de capacidad de asimilación del medio. De la
misma forma que patrones de calidad de las aguas se establecen con objetivos de
preservación de hábitats de fauna y flora, de uso recreativo o para abastecimiento público,
los patrones ambientales para vibraciones son establecidos para que sean evitados daños
a las construcciones y para que no provoquen efectos dañinos a la salud humana.
Cualquier distorsión al perforar la roca puede generar
una onda expansiva alrededor de dicha excavación.
Para que el patrón sea atendido, la empresa debe tener un programa de control de
vibraciones que normalmente incluye dos partes:
- tecnología de desmonte apropiada;
- seguimiento de vibraciones.
El proyectista de una mina, así como el encargado de la aprobación oficial del proyecto,
tiene diferentes necesidades de información:
Ellos necesitan conocer con antelación los futuros niveles de vibración resultantes de una
mina que todavía no existe. Para ello, con miras a una situación futura, se sirven de
modelos que representen las condiciones de propagación de ondas sísmicas en un macizo
rocoso.
¿Cuáles son los parámetros que deben ser tomados en cuenta y correlacionados con la
velocidad de partícula (o sea, el indicador de calidad ambiental)? Ciertamente la carga de
explosivo y la distancia, pero también el tipo de roca, las estructuras geológicas, el tipo
de explosivo y de iniciador.
Entre estos parámetros, la carga de explosivo y la distancia son fácilmente medibles; el
tipo de explosivo y de roca son ya más difíciles de representar.
Normalmente, en los modelos de propagación se busca correlacionar la carga y la
distancia con la velocidad de partícula.
En este caso, se constata que la velocidad de partícula se correlaciona a distancia en la
forma de una recta en un gráfico logarítmico, de acuerdo con la expresión:
donde V es la velocidad de partícula y D la distancia, K una constante representativa de
las características geológicas del lugar y b es la inclinación de la recta, variando
normalmente entre 1,5 y 2. Otra expresión obtenida de resultados empíricos es:
Con relación a la carga de explosivos, resultados empíricos sugieren una ecuación del
tipo:
lo que se representa por una recta de inclinación ascendente a en un gráfico logarítmico.
Empíricamente Chapot (1981) obtuvo valores de a entre 0,43 y 0,84. De este modo, las
ecuaciones de propagación tendrían la siguiente forma:
Resultados reportados en la literatura indican, para un exponente a entre -1/3 y -1/2, o
sea, las ecuaciones asumen la forma:
Minimización de los efectos de las vibraciones
Para reducir los efectos nocivos de las vibraciones el técnico debe actuar sobre los
principales parámetros que representan el fenómeno, o sea, la carga y la distancia.
Evidentemente no se puede alterar los parámetros representativos de las condiciones del
sitio.
La distancia puede ser una variable en nuevos proyectos; de esa manera, se debe evitar la
construcción de estructuras en áreas que están sujetas a riesgos. Como a veces la empresa
no tiene control sobre las normas que rigen el uso del suelo en el entorno de la propiedad
y las empresas de explotación de minas actúan como inductores de la ocupación regional,
es usual la recomendación que la empresa trate de adquirir los terrenos situados en el
entorno de la futura mina, de manera de formar un cerco de seguridad alrededor de la
cava a ser abierta.
Técnicas de reducción de las vibraciones
En base a los resultados de los controles y estudios de vibraciones (de mayor o menor
complejidad), con el conocimiento de las técnicas básicas de voladuras y empleando los
nuevos explosivos y sistemas de iniciación (detonadores secuenciados, incluso de tipo
electrónico), es posible realizar diseños de voladuras que reduzcan a niveles
imperceptibles (para las estructuras y para las personas) las vibraciones generadas en las
voladuras. Aunque es imposible definir una receta universal, ya que cada caso es singular,
sí es posible definir una pautas generales de reducción de vibraciones actuando sobre el
diseño de las voladuras que, en la mayor parte de los casos, son de aplicación.
Estas pautas son:
• reducción de la carga operante de las voladuras, mediante:
- Reducción del diámetro de perforación de los barrenos o la reducción de la altura de
banco en la excavación o cuando ni lo uno ni lo otro sea posible, por causas operativas
(altura de banco definida de antemano en una explotación o diámetro de perforación
fijado por la maquinaria disponible o por los niveles de producción requeridos), es posible
llevar a cabo el seccionado de cargas dentro de un barreno, haciéndolas detonar en
tiempos distintos o una herramienta imprescindible para lograr la reducción de la carga
operante es el empleo de detonadores secuenciadores, que permiten la detonación de todas
y cada una de las cargas que componen una voladura en un tiempo distinto.
Los cuatro tipos generales de detonadores que permiten esto son:
• conectadores secuenciados para cordón detonante (relés de microrretardo): de 15, 25,
40 55 y 80 milisegundos
• detonadores eléctricos de retardo (serie de 15 detonadores, retardados 500 milisegundos
entre detonador y detonador) y detonadores eléctricos de microrretardo (serie de 18
detonadores, retardados 30 milisegundos entre detonador y detonador)
• detonadores no eléctricos de retardo (serie de 26 detonadores, retardados
progresivamente desde 100 milisegundos a 1 segundo entre detonador y detonador),
detonadores eléctricos de microrretardo (serie de 30 detonadores, retardados 25
milisegundos entre detonador y detonador) y conectadores no eléctricos de 9, 17, 25, 42,
67, 100, 150 y 200 milisegundos.
• detonadores electrónicos, programables es de 1 milisegundo a 25 segundos, en
incrementos de 1 milisegundo; estos detonadores están suponiendo una revolución en el
diseño de voladuras para combatir las vibraciones, ya que introducen una versatilidad
muy grande, que hace que se pueda adaptar el tiempo de cada carga a la amplitud y
frecuencia deseadas.
Es importante no confundir la reducción de la carga operante con la carga máxima de la
voladura, ya que es posible realizar una voladura de gran tamaño con cargas operantes
reducidas.
También es importante no confundir la carga operante con la carga específica; si ésta se
reduce mucho, puede ocurrir que no se produzca arranque de material y la mayor parte
de la energía se emplee en generar vibraciones, produciéndose el resultado inverso al
buscado (como ya se indicó al principio, cuanto más confinada esté una voladura, más
vibraciones genera ésta).
• A continuación, ajustar la secuenciación a las frecuencias predominantes del terreno.
Los detonadores secuenciadores ofrecen una versatilidad suficiente (mejorada con los
detonadores electrónicos) como para adaptar la secuencia de detonación de las cargas de
las voladura a la frecuencia predomínate del terreno en el punto de medida. Una variante
de esta medida correctora es focalizar el tren de ondas en el sentido inverso a la posición
de la estructura.
• Otra medida preventiva es crear o aprovechar pantallas o discontinuidades entre el
macizo rocoso donde se lleva a cabo la voladura y la estructura a proteger. En este sentido,
se está extendiendo la técnica del precorte para crear ese tipo de discontinuidad (si bien
tiene otros inconvenientes de confinamiento de cargas que hay que tener en cuenta al
diseñarlo, para no provocar males mayores con el precorte que con la voladura principal).
También se pueden aprovechar las caras libres de los bancos, orientando la salida de la
voladura de tal manera que las vibraciones viajen preferentemente en sentido contrario a
la posición de la estructura a preservar.
• Por último, de forma genérica, indicar que esquemas de perforación y voladura
equilibrados con cargas ajustadas al arranque y fragmentación deseadas y con
secuenciaciones adecuadas suelen ser sinónimo de voladuras de calidad y con escasas
vibraciones generadas, siendo preciso emplear los criterios y fórmulas de cálculo
internacionalmente usadas para llegar a estos diseños.
Por otro lado, el ciclo de la excavación minera ocasiona una acumulación más rápida de
esfuerzos alrededor de dicha excavación ya que se deja espacios vacios sin rellenar al
breve tiempo en la voladura de un tajo cercano.
Conclusiones
De acuerdo al análisis estadístico realizado se tiene la mayor cantidad de eventos o
estallidos de rocas ocurren en áreas cercanos a la explotación del yacimiento.
Por consecuencia de una cantidad mayor de espacios vacíos sin rellenar, también al
tamaño de los tajeos en explotación, generaran la acumulación. Tal como detallaremos
en la exposición. La mayor cantidad de voladuras realizadas en tajeos cercanos a la
explotación también generaran una acumulación rápida y excesiva de esfuerzos que
ocasionarán en un breve tiempo el estallido de roca. El contenido de energía cinética del
evento.
- La distancia desde el foco del evento hasta la excavación minera.
- El estado de esfuerzos alrededor de la excavación.
- La calidad de la roca alrededor de la excavación;
- La calidad del sostenimiento de la excavación.
La reduccion de los riesgos asociados con los estallidos de rocas puede lograrse:
- Reducir el número de eventos sísmicos.
- Disminuir el contenido de energía sísmica de los eventos sísmicos.
- Disminuir la proporción de eventos sísmicos que se manifiestan como estallidos de
Roca.
Finalmente, minimizar los efectos del daño de los estallidos de rocas. Estos criterios
obviamente están directamente influenciados por el control de la “concentración de
esfuerzos” alrededor de las excavaciones.
En el contexto señalado, una reducción en la “concentración de esfuerzos” significa una
disminución de la “magnitud de los esfuerzos” y asimismo una disminución en el
“volumen de la roca” que esta expuesta a altos esfuerzos. Si tales reducciones fueran
logradas, luego las cuatro acciones listadas anteriormente para la mitigación de los riesgos
de estallidos podrían cambiar para mejorar la situación, con una consecuente reducción
en el número y contenido de energía de los eventos sísmicos.
Debe enfatizarse que este cambio debe ser considerado como una expectativa que debe
ser tomada más en un sentido estadístico que determinístico.
Esencialmente la medición de la velocidad pico partícula (VPP) y la frecuencia de las
vibraciones en el terreno, generadas por la voladura, deben ser constantes.
El diseño de soportes para restringir el movimiento de bloques alrededor de excavaciones
subterráneas sujetas a estallidos de rocas es un ejemplo donde las discontinuidades deben
ser tomadas en cuenta.
La afección dinámica a las estructuras por las vibraciones causadas por las voladuras de
obras civiles, canteras o minas puede controlarse mediante su medición y cálculo,
empleando para ello instrumentación de tipo sismográfico.
Debido a las habituales heterogeneidades del terreno, los cálculos basados en la medición
se han demostrado más fiables que los analíticos puros. Existen normas nacionales e
internacionales que las limitan, definiendo en algunos casos las pautas actuación frente al
diseño de una voladura que, eventualmente, pudiera afectar a una estructura. Por otro
lado, existen técnicas de estimación de vibraciones, basadas en la obtención de la ley de
amortiguación del terreno mediante ensayos de disparo y medición. Por último, el
desarrollo de los explosivos y los sistemas de iniciación (detonadores secuenciadotes) así
como de las técnicas de diseño de voladuras permite aminorar las vibraciones a los valores
definidos por la normativa, eliminando las molestias a personas o los daños a las
estructuras.
Artículo publicado en la revista Seguridad Minera n°99. Escrito por Por:
Edwin Llamocca Quichca y Rómulo Mucho Mamani, PEVOEX SAC.