Perforacion y Voladura II- Temas _17
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PERFORACIÓN Y VOLADURA II Calidad que se acredita internacionalmente ASIGNATURA SEGUNDA UNIDAD TEMA Nº 17 – VOLADURA DE CONTORNO, CONTROLADA Y AMORTIGUADA. DOCENTE: Ing. Benjamín Manuel Ramos Aranda Huancayo, 2015
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Transcript of Perforacion y Voladura II- Temas _17
PERFORACIÓN Y VOLADURA II
Calidad que se acredita internacionalmente
ASIGNATURA
SEGUNDA UNIDAD
TEMA Nº 17 – VOLADURA DE CONTORNO, CONTROLADA Y AMORTIGUADA.
DOCENTE: Ing. Benjamín Manuel Ramos Aranda
Huancayo, 2015
Asignatura: Perforación y Voladura II
MATERIAL DE ESTUDIO:
TEMA Nº 17 – VOLADURA DE CONTORNO, CONTROLADA Y
AMORTIGUADA.
Tema: VOLADURA DE CONTORNO, CONTROLADA Y AMORTIGUADA.
Compilado y adaptado de:
LÓPEZ JIMENO, Carlos; LÓPEZ JIMENO, Emilio; GARCÍA BERMÚDEZ, Pilar. Madrid: Ed. Entorno Gráfico Manual de Perforación y Voladura de Rocas.
Madrid, 2003. UBICACIÓN: Biblioteca UCCI: 622.23/L87
Material preparado con fines de estudio de alumnos del curso de Perforación y Voladura de
la Universidad Continental
Capítulo 25~
...J
VOLADURAS DE CONTORNO-./
-./
-.-/1. INTRODUCCION
-/ La energía no aprovechada en el proceso de frag-mentación y desplazamiento de la roca, en algunoscasos superior al 85% de la desarrollada en la vola-dura, reduce la resistencia estructural del macizo ro-
-/ coso fuera del ámbito de actuación teórica del corte.Se crean nuevas fracturas y planos de debilidad y lasjuntas, diaclasas y planos de estratificación, que ini-
/ cialmente no eran críticas, al ser abiertas provocan unareducción de la cohesión del macizo. Esto se mani-fiesta en forma de sobreexcavación, dejando al macizofracturado en un estado de colapso potencial.
J Las consecuencias negativas que se derivan de estehecho son las siguientes:
J - Mayor dilución del mineral con estéril en las zonasde contacto en las minas metálicas.
- Aumento del coste de la carga y el transporte de-bido al incremento del volumen del material deexcavación.
- Aumento del coste de hormigonado en las obrasciviles: túneles, centrales hidráulicas, cámaras dealmacenamiento, zapatas, muros, etc.
- Necesidad de reforzar la estructura rocosa residualmediante costosos sistemas de sostenimiento:bulonado, mallado y gutinado, cerchas metálicas,etc.
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J
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../ PIEDRA
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~ VOLADURAOE~ PRODUCCIONCONVENCIONAL
SDSREEX/"""'/ -- -- --- ---/ ~RACTUR
DE CRESTA~
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TALUD! < TALUD!'
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, Figura 25.1. Daños provocados en el talud por las voladuras./ de producción y aplicación de las voladuras de contorno.
./
Se precisa sanear y mantener el macizo residualcon un mayor riesgo para el personal en operación.
- Aumenta el aporte de agua a la zona de trabajodebido a la apertura y prolongación de las fracturasy discontinuidades del macizo rocoso.
Además, en minería a cielo abierto, el control de lasvoladuras en los taludes finales de explotación puedereportar las siguientes ventajas Fig. 25.1.
- Elevación del ángulo del talud, consiguiéndose unincremento de las reservas recuperables o unadisminución del ratio de desmonte (estéril/mine-ral).
- Reducción del riesgo de desprendimientos par-ciales de talud, minimizando la necesidad de ber-mas anchas y con una repercusión positiva sobre laproductividad y seguridad en los trabajos de ex-plotación.
Foto 25.1. Diferencia entre talud excavado con voladurade precorte (derecha) y voladura convencional de produc-
ción (izquierda).
Paralelamente, en trabajos subterráneos la aplica-ción de las voladuras de contorno tiene además lassiguientes ventajas:
- Menores dimensiones de los pilares en las explota-ciones y por consiguiente mayor recuperación delyacimiento.
351
- Mejora de la ventilación, debido al menor roza~
miento del aire en las paredes de las galerías.
- Menor riesgo de daños a la perforación adelantada.
Así pues, los esfuerzos destinados a la aplicación delas voladuras de contorno en las obras subterráneas y acielo abierto quedan ampliamente justificados tantopor motivos técnicos como económicos y de seguri-dad.
2. MECANISMOS RESPONSABLES DE LASOBREEXCAVACION
Los mecanismos responsables de los fenómenos desobreexcavación y fracturación del macizo rocoso es-tán estrechamente ligados a los propios de rotura de laroca que se desarrollan durante la voladura y que hansido expuestos en el Capítulo 16.
Para controlar la sobreexcavación debe intentarse:
- No sobrepasar la resistencia a compresión diná-mica de la roca que rodea a la carga de explosivo.
- Mantener un nivel de vibraciones en el macizo resi-
dual que no genere roturas por descostramiento.
- Utilizar explosivos adecuados al tipo de roca, paraevitar la apertura de fisuras por un exceso de volu-men de gases.
A continuación, se analizan brevemente los princi-pales mecanismos de rotura causantes de la sobreex-cavación.
2.1. Rotura por sobretrituración y agrietamiento
Alrededor del barreno frecuentemente se forma unazona anular triturada o de material intensamente com-primido. Esto sucede cuando la tensión máxima de laonda de compresión radial, que se expande cilíndrica-mente, excede a la. resistencia a la compresión dinámi-ca o umbral plástico del material rocoso.
Cuando el frente de la onda de tensión se propaga, unvolumen cilíndrico de roca alrededor del barreno essometido a una intensa compresión radial, desarrollán-dose esfuerzos de tracción tangenciales. Si estas ten-siones superan a la resistencia dinámica a tracción de laroca, se forma una zona con una alta densidad de frac-turas radiales. Esta zona termina de forma brusca a unadistancia en la que la tensión tangenciarde la onda yano es capaz de generar nuevas grietas.
2.2. Rotura por descostramiento
Cuando la onda de compresión alcanza un frente libreefectivo, al reflejarse se crea una onda de tracción. Si
esta onda es suficientemente intensa se produce el des-costramiento o «spalling» que se propaga desde dichofrente libre hacia el barreno.
El nivel de vibraciones producido en una voladurapuede producir la rotura por descostramiento si la ten-sión producida supera la resistencia dinámica a latracción de la roca:
E° = v x - = p, x v x VC
VC
352
'------
donde:
°vEVC
= Tensión inducida en la roca.
= Velocidad de partícula transmitida a la roca. '-...-= Módulo de elasticidad de la roca.
= Velocidad longitudinal de propagación dela roca. "'--
= Densidad de la roca.p,
Hay que tener en cuenta la influencia de la naturaleza "----del relleno de las juntas y planos de discontinuidad,estableciéndose los valores de tensión de la onda
transmitida y reflejada. '------
o;
°1 = 2 1+ nz'
1 - nz'
o, = 0¡ 1 + nz' '--donde:
nz' = Relación de impedancias de la rocay el relleno.TensiÓn de la onda incidente.
= Tensión de la onda transmitida.o, = Tensión de la onda reflejada.
'--
o.I
o, '--
La determinación de la velocidad de partícula críticapuede efectuarse a parti r de la ecuación: '--
ve,¡,RT'
p, x VC ',--
Como cifras orientativas se dan las velocidades de
partícula críticas para diferentes tipos de roca, Tabla~.1. ~
TABLA 25.1 '--
,
'--
'----
'--
'--
2.3. Apertura de las grietas por acción de los ga-ses
'--La acción de los gases a alta presión y tempera-
tura, abriendo las fracturas preexistentes y las crea-das por la onda de compresión, pueden afectar engran medida al control de la sobreexcavación, por loque en rocas blandas y muy fracturadas deberán uti-lizarse explosivos que produzcan un pequeño volu-men de gases.
'---
'---
'--
VELOCIDAD DETIPOS DE PARTICULA CRITICA
ROCA/JUNTAS (mm/s)
. Rocas blandas, juntasdébiles 400
. Rocas medias a duras
y juntas débiles 700 - 800
. Rocas duras y juntasfuertes y cerradas 1000
.J3. TEORIA DE LA VOLADURA DE CONTORNO
.J Una carga que llena completamente un barrenocrea, durante la detonación del explosivo y en la pro-ximidad de la carga, una zona en la que la resistenciadinámica a comprensión es ampliamente superada y
.J la roca es triturada y pulverizada. Fuera de esa zonade transición, los esfuerzos de tracción asociados ala onda de compresión generan un esquema de
-.-/ grietas radiales alrededor de todo el barreno.Cuando son dos las cargas que se disparan simultá-
neamente, esas grie'tas radiales tienden a propagarse
J por igual en todas las direcciones hasta que, por coli-sión de las dos ondas de choque en el punto medioentre barrenos, se producen unos esfuerzos de trac-ción complementarios y perpendiculares al plano axial
-.-/ Fig. 25.2. Las tracciones en dicho plano superan laresistencia dinámica a tracción de la roca, creando un
-~ nuevo agrietamiento y favoreciendo, en la direcciónJ del corte proyectado, la propagación de las grietas
radiales.
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J 7!í!~' /~~~ \\--i// " 'TCRES. // \\\,\
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Figura 25.2. Estado de tensiones generado por la superpo-J sición de las ondas de choque producidas por el disparo
simultáneo de dos cargas.
J
Posteriormente, la extensión de las grietas se pro-
duce bajo la acción de cuña de los gases de ex'Plosión
./ que las invadeny se infiltran en ellas. La propagaciónpreferencial en el plano axial junto con el efecto deapertu ra por la presión de los gases, permiten obtenerun plano de fractura de acuerdo con el corte diseñado.
La presión de los gases es el elemento clave en laejecución de una voladura de contorno, por ello de-berá mantenerse hasta que se complete la unión de
j las grietas que parten de barrenos adyacentes, lo quese conseguirá adecuando la longitud de retacado
" para evitar el escape de los gases a la atmósfera.../ Puede pues, concluirse que el mecanismo de una
voladura de contorno comprende dos fenómenos dis-tintos, uno derivado de la acción de la onda de choquey otro de la acción de los gases de explosión, pero que
j entre ambos se guarda un nexo causal.
../
../
4. TIPOS DE VOLADURAS DE CONTORNO
Son muchas las técnicas de voladuras de contornodesarrolladas desde los años 50, pero en la actualidadlas más usadas son:
- Voladuras de precorte.
- Voladuras de recorte.
- Voladuras amortiguadas.
4.1. Voladuras de precorte
Consiste en crear en el macizo rocoso una disconti-nuidad o plano de fractura antes de disparar las vola-duras de producción, mediante una fila de barrenos,generalmente de pequeño diámetro, y con cargas deexplosivo desacopladas.
El disparo de los barrenos de precorte se puederealizar simultáneamente con los de destroza peroadelantándose un intervalo de tiempo de 90 a 120ms. Fig. 25.3.
11~
['2m \/ iRETACAg°-j
MACIZOROCOSO'i~~~\"-1
~r',L.'OJJ.
/ \'~~BARRENOSSOBRE K:CABEZA DE BANCO SIN
\SOBREPERFORACION
~
. Figura 25.3. Ejemplo de voladura de precorte.
4.2. Voladuras de recorte
Consiste en la voladura de una sola fila de barrenoscon cargas de explosivo desacopladas.
Esta técnica implica un arranque de roca hacia unfrente libre, por lo que el espaciamiento de las cargas
353
es mayor que en el caso anterior y resulta un menorcoste. Fig. 25.4.
En minería a cielo abierto cuando los barrenos de
recorte tienen el mismo diámetro que los de produc-ción, esta técnica se conoce con el nombre de «Trimblasting».
TALUD
FigL;ra 25.4. Ejemplo de voladura de recorte.
4.3. Voladuras amortiguadas
Son voladuras semejantes a las convencionales,donde se ha modificado el diseño de la última fila, tantoen el esquema geométrico que es más reducido comoen las cargas de explosivo que suelen ser menores ydesacopladas. Fig. 25.5. V'
4.4. Perforación en línea
La perforación en línea es una técnica de fractura queutiliza barrenos vacíos de 35 a 75 mm espaciados entresí una distancia de 2 a 4 veces el diámetro. Estas perfo- .raciones tan próximas unas de otras pueden actuar encondiciones geológicas adecuadas como concentrado-ras de tensiones o guía de las grietas para crear unplano de fractura entre ellas.
La precisión de la perforación es muy importante paraobtener buenos resultados, así como la homogeneidadde las rocas pues de lo contrario las fracturas naturalesdel macizo rocoso tienden a crear un plano de debilidad
354
'--
"'--
'--
¡ ~,5m! t~,5m
! '
..l~\'\\
\ '-.1
'-
'--
. ~///"
1\BARRENOSSOBRE / ! \CABEZA DE BANCO \ ~
SIN SOBREPERFORACION \ \ \ I\ \\ /" \V
FilAS DE PRODUCCIOND'3IOmmCARGA
460 KO SIN SOBREPERFORACION580 KO CON SOBREPERFORACION
'--
'--
Figura 25.5. Ejemplo de voladura amortiguada.'-
"-
más fácilmente que el constituido por los barrenos per-forados.
Las voladuras de destroza deben ser del tipo amorti-guadas con piedras y espaciamientos en la fila más pró-xima al plano de barrenos vacíos entre un 50% y un75% de los convencionales. Igualmente, las cargas sereducirán hasta un 50% de las convencionales.
La principal ventaja de esta técnica es su aplicabilidadcuando cargas muy pequeñas pueden causar daños pordetrás del límite de excavación. Por el contrario, los "-inconvenientes son los resultados inciertos en formacio-
nes rocosas heterogéneas, el alto coste y tiempo deperforación y la necesidad de precisión en la realizaciónde los barrenos. "-
5. "PARAMETROS QUE INTERVIENENUNA VOLADURA DE CONTORNO
EN
5.1. Propiedades de las rocas y de los macizos ro-cosos
"Las propiedades de los macizos rocosos tienen
una marcada influencia tanto en el diseño como enlos resultados de las voladuras de contorno. Las pro-piedades más destacables son:
"
- Las resistencias dinámicas a tracción y compre-sión.
- Nivel de alteración de la roca.
- Grado de fracturación, espaciamiento de discon-tinuidades, orientación de las fracturas y rellenode las mismas.
- Tensiones residuales del macizo rocoso.
Algunos aspectos prácticos que deben tenerse encuenta son los siguientes:
- En las formaciones masivas homogéneas, los re-sultados de las voladuras de contorno llegan aser espectaculares. Por el contrario, en macizosfracturados se observa que el agrietamiento in-ducido al superar la resistencia dinámica a trac-.ción de la roca representa un porcentaje mínimoen la sobreexcavación, si se compara con los da-ños producidos por la acción de cuña de los ga-ses.
- Si los barrenos cortan algún sistema de disconti-nuidades y las tensiones inducidas no son sufi-cientes para conformar una distribución de grie-tas radiales, la superficie de rotura estará marca-damente influenciada por las fisuras naturales y,con mayor probabilidad, aparecerá sobreexcava-ción.
En este caso, se recomienda aumentar ligera-mente la concentración de carga para generar unconjunto de pequeñas grietas radiales y conse-guir, con alguna de éstas, orientar el plano decorte. Si las discontinuidades naturales intersec-
tan longitudinalmente a las cañas de los barre-nos, esa modificación será infructuosa.
- Si las discontinuidades del macizo rocoso se pre-sentan cerradas o con material de relleno, la so-breexcavación producida es generalmente menor.
- La distribución espacial de las fisuras tiene un granpeso en la sobreexcavación, especialmentecuando la distancia mepia entre discontinuidadeses menor que el espaciamiento entre barrenos y/olongitud de retacado. En este caso, se recomiendacerrar el esquema con el fin de reducir el efecto delcontrol estructural.
- Según la orientación del corte proyectado, conrespecto a las discontinuidades estructurales pre-dominantes, pueden diferenciarse los casos que sepresentan en la Fig. 25.6. d'
En formaciones estratificadas, en las que la direc-
ción de los planos de discontinuidad coincide conla traza del talud proyectado, puede producirse unasobreexcavación por deslizamientos planos si lainclinación de los estratos varía entre 25° y 65° Y
por fenómenos de vuelco o «toppling» si varíaentre 85° y 110°. Fig. 25.7. Cuando las juntas sonparalelas al plano del talud, puede obtenerse unfrente sano con relativa facilidad.
- La presencia de agua en los barrenos, puede redu-cir la eficiencia del desacoplamiento de las cargasal transmitir un mayor esfuerzo de tensión a la rocacircundante.
- Las coqueras u oquedades del terreno intersecta-das por los taladros provocan una caída de la pre-
--- -0-,~ o, " o 1/"
'\\ \\\\\ \\ \ \\\ \ \ \ \\,\ "'\. '\ \ '" \\. \\ \ \ \ \ \ \ \\
\\\\\\ A \ \\\\ \40-85°
Figura 25.6. Influencia de las discontinuidades en el planode corte.
Figura 25.7. Discontinuidades con rumbo paralelo al planode excavación.
Figura 25.8. Influencia de los ángulos formados por la es-tratificación sobre las leyes de propagación de las vibracio-
nes.
355
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II 2 4 6 8 10 20 40 60 100
DISTANCIA REDUCIDA (m IKg 112)
sión del barreno que puede repercutir en el éxito dela excavación. En tales circunstancias, se reco-mienda rellenar con material granular los huecos eincluso aumentar ligeramente la densidad decarga.
- Elángulo formado por la dirección de propagaciónde las ondas con respecto a la estratificación in-fluye en las leyes de propagación de las vibracionesgeneradas en las voladu ras y transmitidas a travésdel macizo rocoso. Fig. 25.8.
- Las tensiones in situ del macizo rocoso en el quese desea ejecutar la voladura de contorno puedenllegar a hacer impracticable el precorte, ya que seprecisaría una presión de barreno muy elevadapara superar tales tensiones. Una solución con~-siste en la ejecución de un recorte, una vez reali-zada parte de la excavación que sirve para des-comprimir y liberar de tensiones al macizo rq-coso. Fig. 25.9.
'1",BARRENOS DE PRECORTE
BARRENOS DE RECORTE
Figura 25.9. Eliminación de tensiones mediante una exca-vación piloto y realización parcial de un recorte (Calder y
Bauer).
5.2. Propiedade~ del explosivo
La presión de barreno, que es la presión ejercida enla expansión de los gases de detonación, puede esti-marse para cargas acopladas a partir de la ecuación:
VD2
PB = 228 x 10- 6 X Pe X 1 + O,8pe
donde:.r
PB - Presión de barreno (MPa).Densidad del-explosivo (g/cm 3).Velocidad de detonación (mis).
PeVD
Así las tensiones inducidas en la roca circundanteson proporcionales a «PB". Por esto,reduciendo dichapresión, hasta niveles acordes con la resistencia de laroca, se conseguirá disminuir la sobreexcavación_y laintensidad de las vibraciones. --
Si la selección del explosivo no es suficiente paraadecuarse a las condiciones de trabajo, los técnicostienen a su alcance varios sistemas para reducir avoluntad la presión de barreno:
356
',-1.0 Mediante la incorporación al explosivo de mate-
riales inertes que contengan aire, tales como el
poliestireno expandido, serrín, espuma, etc. La ',,-disminución de «Pe" tiene una influencia en «PB"mayor que la indicada por la ecuación anterior,pues al bajar la densidad también lo hace la veloci-dad de detonación.
2.D Aprovechando el efecto del diámetro de la cargasobre la velocidad de detonación puede contro-larse «PB". Si el diámetro del barreno es inferior al "-
diámetro crítico del explosivo, la velócidad de de-tonación de éste, y consecuentemente la presióndel barreno, caen drásticamente.
3.° Interponiendo un volumen de aire entre la carga yla pared del barreno que ejerza un efecto de col-chón o amortiguador sobre «PB". Esto se consi- "-
gue dejando un hueco anular sin carga y si no essuficiente espaciando los cartuchos a lo largo delbarreno. Fig. 25.10.
'......
'-
'--
~-~ '--
i~ ( \
~Meo ~
o
~~ ~
~TIEMPO
'~
Figura 25.10. Efecto del desacoplamiento sobre la curvatensión-tiempo. .~
El efecto amortiguador sobre «PB", al expansio-narse los gases en la cámara de aire, puede cuantifi-carse a partir del cociente entre el volumen de explo-sivo y volumen de barreno elevado a una potencia 1,2,que es aproximadamente el ratio de los calores espe-cíficos de los gases de explosión, así resulta:
'-.
PBe = PB x [ ~: J,2 = PB x [~ ~ ]2.4
'-
donde: '-
d = Diámetro de la carga.D = Diámetro del barreno.CI = Cociente entre la longitud de la carga y la lon-
gitud del barreno (C1 = 1, para cargas conti-nuas).
'-
5.3. Explosivos utilizados en voladuras de con-torno
A. Cargas convencionales
Las primeras cargas utilizadas en voladuras de con-torno consistían en cartuchos de dinamita adosados a
. . . 4 -
'O. . i -
..::.-:
. ... . -. . .
. . . 1- ". \!,,' ,,". , '-','. -/1 11 ¡! I! ',"MINIMA
../un cordón detonante y espaciados entre sí hasta con-seguir la densidad de carga adecuada. Posterior-mente, se han comercializado unos accesorios como
../ los tubos omega, Foto 25.2, que facilitan la distribuciónde la carga.
J
./
J
./
,./
Foto 25.2. Tubos Omega (ICI).
../
B. Cartuchos especiales../
Los fabricantes de explosivos han sacado al mer-cado diversos cartuchos de diseño especial para faci-
./ litar y agilizar la carga de los barrenos. Así, por ejem-plo, en algunos países se encuentran explosivos debaja densidad encartuchados en tubos largos de redu-cido diámetro (normalmente, de 550 y 600 mm de lon-
./ gitud y de 11,17 Y 22 mm de diámetro) que puedenacoplarse por sus extremos, lo que permite al artilleroformar con rapidez columnas de carga continuas de lalongitud deseada, Fig. 25.11. En el extremo inferior de
./
/
,"1 !:\ <F".','J
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~,~,;
/
/CORDONDETONANTE
/,
/
50 -75mm 100mm
Figura 25.11. Diversos diseños de carga en barrenos de contorno en función del diámetro.
150mm 250 -300mm
la columna se colocan varios cartuchos de fondo y,en ocasiones, toda la carga se rodea con un cordóndetonante que se desarrolla en espiral.
Actualmente, en España se dispone de papillas ex-plosivas encartuchadas (Riogur) en forma de man-guera flexible, en calibres de 17 y 19 mm, o en cartu-chos de acoplamiento rígido con unas concentracio-nes de carga de 250 g/m y 300 g/m respectivamente.
Las mangueras explosivas se adaptan bien a lascondiciones de los trabajos a cielo abierto, mientrasque los cartuchos rígidos acoplables son más adecua-dos para los trabajos subterráneos.
c. Cordones detonantes
Recientemente, han aparecido en el mercado, comoalternativa a los cartuchos especiales, cordones deto-nantes de alto gramaje. En España existen de 40, 60 Y100 g de pentrita por metro: con ellos se pretendeconseguir una mejor distribución de la energía, al ser
. columnas continuas, y facilitar la carga de las voladu-ras.
En el fondo de los barrenos se deben colocar unoscartuchos de goma o hidrogel. Foto 25.3.
Los cordones detonantes han venido utilizándose entrabajos de demoliciones y arranque de rocas orna-mentales donde se requieren cortes precisos y limpios,y últimamente con los cordones de alto gramaje en laejecución de excavaciones controladas con diámetrosde perforación de hasta 76 y 89 mm.
D. Mezclas diluidas y de baja densidad tipo ANFO
En las voladuras de contorno de gran diámetro eldesacoplamiento del ANFO a granel se consigue de
TUBO DEPAPE"L
CARTUCHO DEEXPLOSIVOCON ORIFICIOCENTRAL
CORDONOETONANTE
357
Foto 25.3. Colocación de la carga de fondo y el cordón dealto gramaje en un barreno de contorno.
forma muy efectiva con tubos o cartuchos de plástico,pero éste es un método caro y laborioso; en otrasocasiones se utilizan los espaciado res de madera, Fig.25.12. Pero, sin embargo, el procedimiento cada díamás extendido consiste en reducir la energía desarro-llada por el ANFO hasta alcanzar la equivalente a unacarga desacoplada. Tres sistemas son de práctica co-mún en la actualidad.
-./'
ORIFICIO DE PASO DEL
CORDON DETONANTE
Figura 25.12. Espaciador de madera para cargas de explo-sivo en barrenos de gran diámetro.
El primero, consiste en diluir el explosivo con clo-ruro sódico hasta un máximo del 20%. La sal tiene dos
funciones, primero como diluyente físico de la densi-dad de energia y segundo, como refrigerante del ex-plosivo, con lo que se reduce la velocidad de detona-ción y el calor de explosión. Mayores porcentajes alindicado pueden dar lugar a fallos, ya que incrementael diámetro crítico y reduce la sensibilidad a la inicia-
358
'-ción. Además, aunque la sal no reacciona química-mente con el ANFO, en la detonación, puede tener unefecto refrigerante excesivo dando lugar a combustio-nes incompletas y con humos tóxicos (Day y Webster, "-...-1982).
Elsegundo, que mantiene la densidad y es el menosextendido, se basa en reducir el contenido de combus- '-tible líquido por debajo de un 6%. Así, mientras que unANFO del 94/6 desarrolla una energía de 3780 J/g otroANFO con el 98,5/1,5 sólo desarrolla 2293 J/g.
El tercer procedimiento, hoy el más popular, con-siste en una mezcla de ANFO y bolas de poliestirenoexpandido de 0,5 a 3 mm, que denominaremos a partirde ahora ANFOPS. Este diluyente con una densidad de "-
0,03 kg/dm3 presenta unas características insupera-bles, con procesos de detonación fiables en barrenosde gran diámetro hasta con mezclas conteniendo un "-
volumen de poliestireno del 80%. Con estos com-puestos explosivos se consiguen concentraciones deenergía y densidades por metro de hasta e110% de las. "-que corresponden al ANFO puro. ASI, para una mezclade ANFOPS con una proporción volumétrica de 1:3 seobtiene una densidad de 0,2 t/m3, que para un barreno
de 310 mm, Fig. 25.13, da una presión doce veces '--
menor que el ANFO. Tanto la menor intensidad de laonda de choque como el menor volumen de gasesayudan a minimizar la sobreexcavación en las voladu- '--ras de contorno.
'-
'--
~ 2400oCL~o 2000ZwO::
~ 1600rnwoZ 1200Q(f)w
g: 800
'-
'-...
'-
400 '-
0,2 0,5 0,6 0,7 0,8
DENSIDAD ANFO (t 1m3)"-
0,3 0,4
Figura 25.13. Variación de la presión de barreno para dis-tintas mezclas de ANFO de baja densidad. "-
5.4. Precisión de la perforación '..
Si en cualquier tipo de voladura se debe cuidar lacalidad de la perforación en orden a obtener unosresultados óptimos, en el caso de voladuras de con-torno este punto es crítico, ya que los barrenos debenencontrarse en el plano o superficie que se desea con-seguir y mantenerse paralelos en la distancia que hayasido fijada en los cálculos.
Las causas de las desviaciones de los barrenos, su
influencia y las medidas correctoras son las siguientes:
"-
"
Mal replanteo de los barrenos. Esta operacióndebe realizarse siempre por personal cualificado ynunca por los perforistas.
Instalación incorrecta de la perforadora o brazo deljumbo, precisando en ocasiones un buen piso ni-velado y hasta hormigonado.
Alineación incorrecta de la deslizadera de la per-foradora cuando se perfora con inclinación, estoserrores pueden solventarse con el empleo de sis-temas de control automático de la dirección.
Emboquille defectuoso de los barrenos.
Condiciones geológicas desfavorables: esquisto-sidad, fracturas, coqueras y rocas alteradas.
Técnicas de la perforación propiamente dichas:
- Influencia del diámetro de perforación y delvarillaje, aumentando la desviación con la dis-minución de éstos.
- Empleo de estabilizadores, especialmente enterrenos fracturados y con coqueras.
- Control de la velocidad de rotación, a expensasde tener una disminución de la velocidad de
penetración.
- Influencia del tipo de boca de perforación.
- Calidad del varillaje utilizado.
./
/
/
Una vez finalizada la perforación, debe efectuarse
/ un control de la misma para comprobar la desviaciónde los barrenos. En minas de interior y con barrenosde gran diámetro (165 mm) puede llevarse a cabocon cámaras fotográficas tipo Eastman.
/
5.5. Geometría de la voladura y secuencia de ¡ni-/ ciación
Todo lo que se expone a continuación se refiere a lasvoladuras de precorte Y.recorte.
A. Diámetro de perforación
En túneles y obras subterráneas los diámetros deperforación más utilizados varían entre 32 y 65 mm,
/ realizándose algunas experiencias con barrenos dehasta 75 mm. En minería subterránea, y según el mé-todo de explotación, los diámetros varían entré 50 y 65
I mm, como por ejemplo en el «Método de subniveles»,llegando a los 165 mm en el «Método VCR» y «Métodode Barrenos Largos».
Se ha comprobado que el radio del cilindro de la roca/ que rodea al barreno y es afectado por la voladura es
directamente proporcional al diámetro del mismo,siempre que se mantenga una relación constante entre
I su longitud y diámetro.En la Fig. 25.14 se ve que el nivel de tensión inducida
a una distancia de 0,9 m del barreno, para un mismoacoplamiento de la carga, es para un diámetro de 2" (50mm) tres veces menor que para uno de 6" (165 mm).
En las obras a cielo abierto, los diámetros más utili-zados en el pasado en las voladuras de contorno seencontraban en el rango 35 a 75 mm. Aún hoy, esos
1" DISTANCIA AL PUr-?t'b"'DEDBSERVACION-6~
1,00,75
0,500,25
o~ jl I
~2 = 1'vIIII
~ ":
~ PARED BARRENO I{f;~-A:; ~
jO,50
0,25o
PARED BARRENO jO,50
0,25
O
0.50
0,25O
Figura 25.14. Tensiones dinámicas en la roca para distintascondiciones de carga (Day y Webster).
diámetros son populares en obras civiles y en peque-ñas explotaciones, pero en minas de gran tamaño seemplean cada vez diámetros mayores, llegando hasta
.Ios 310 mm (121/4>'), incentivadas por razones de tipoeconómico y de disponibilidad de maquinaria, aún aexpensas de conseguir peores resultados técnicos yestéti coso
Sin embargo, y especialmente en trabajos subterrá-neos, hay que tener en cuenta que un aumento deldiámetro de perforación trae como consecuencia in-mediata una elevación de los costes de sostenimientode la roca, debiendo encontrar la combinación diáme-tro-carga del barreno que proporcione un coste deexcavación y sostenimiento mínimo, como se observaen la Fig. 25.15.
1,2 COSTES DE SOSTENIMIENTO
----...-10.------a '>~..J 0,8wD::
W
tñ 0,6'au
COSTES DE EXCAVACIONI I
0,4
0,2
32 22 17DIAMETRO DE CARGA (mm)
11
Figura 25.15. Influencia del diámetro de la carga sobre loscostes de excavación y sostenimiento (Larsson y otros).
B. Espaciamiento y profundidad
El espaciamiento entre barrenos de una voladura decontorno depende del tipo de roca y del diámetro deperforación, y aumenta conforme lo hace en el mismosentido e.ste parámetro.
359
./1.
./2.
./3.
./
4.
./ 5.
6.
./
En voladuras de precorte setrabaja con una relación"S/D" que oscila entre 8y 12, con un valor medio de 10.
En voladuras de recorte se cumplen unas relaciones"S/D" que oscilan entre 13y 16, con un valor medio de15. Fig. 25.16.
1,5
Eo¡...:.zw
::a: 1,0<:!Uct(f)w
0,5
20 40 ' 6'0DIAMETRO (mm )
Figura 25.16. Valores recomendados del espaciamiento enfunción del diámetro de perforación para precorte y recorte.
Una aproximación empírica que relaciona la dimen-sión del espaciamiento con las características del ex-plosivo -con o sin desacoplamiento-, y las propie-dades dinámicas de las rocas en las voladuras de pre-corte, es la debida a Calder y Jackson (1981), en cuyaexpresión se iguala la resistencia a tracción de la roca através del plano de corte con la presión ejercida por losgases en las cañas de los barrenos, suponiendo queéstos actúan en un área equivalente al diámetro dedichos barrenos.
PBex D :s (S - D) x RT
S ~ D x (PBe+ RT)RT
donde:
S - Espaciamiento entre barrenos",D - Diámetro del barreno.PBe - Presión de barreno efectiva.RT - Resistencia a tracción.
Si las tensiones in situ son altas, la ecuación anteriorpuede modificarse añadiendo las tensiones normalesque actúan sobre el plano de precorte:
D x (PBe + RT + crN)S ~
RT + crN
En las voladuras de recorte, lá relación entre la piedra y
el espaciamiento debe ser:
B = 1,25 x S
360
"-LINEA DE PRECDRTE
BARRENOS DE PRECORTE~
~.
TENSIONES NORMALES '1", ',,-ATRAVES DEL PLANO
"-
"-
.,~PRESION DE BARRENO PB
"-
"-
Figura 25.17. Voladura de precorte.
80
En lo que se refiere al límite de profundidad en una ~-voladura de precorte, teóricamente no existe, pero losproblemas derivados de la falta de paralelismo de losbarrenos son los que constituyen la verdadera limita- "-
ción. Por ejemplo, para barrenos de 32 a 65 mm incli-nados el límite suele estar entre los 15 y 20 m. Desvia-ciones mínimas pueden conseguirse en barrenos de "-
gran diámetro con perforadoras de martillo en fondo.En determinadas condiciones, los resultados de las
voladuras de contorno pueden mejorarse con los ba-rrenos guía, o vacíos, situados entre barrenos carga- "-dos en el propio plano de corte proyectado. En rocascompetentes, la carga de todos los barrenos es gene-ralmente más efectiva que la carga alterna de éstos, "-debido a que en este segundo diseño el espaciamientodebe reducirse significativamente y, por lo tanto, au-mentar la perforación por u nidad de superficie creada. '-
C. Densidad lineal de carga '-
La determinación de la densidad lineal de carga deexplosivo debe realizarse teniendo en cuenta las si-guientes premisas: '-
- Producir una presión de barreno inferior a la resis-
tencia dinámica a la compresión de la roca.
- Controlar el nivel de vibración generado en la vola-dura que induce unas tensiones en la roca suscep-tibles de producir roturas en la misma. Fig. 25.18.
'--
'--
'-
C=U!Y-y/vc-E-v '-
Figura 25.18. Relación entre deformaciones «8». tensiones«m>.velocidades de partícula "v" y velocidad de propagación
de las ondas «ve" (Holmberg y otros). '"
Los daños aparecerán para un nivel crítico de velo-cidad de partícula. Para rocas competentes como, por '-
"
J
ejemplo, los granitos, si no se dispone de la ley depropagación, puede emplearse la siguiente ecuación:
Jv (mm/s) = 700 Q(kg)O,7 X OS (m) - 1,5
J En puntos próximos, donde la longitud de la cargaconstituye un parámetro importante, la intensidad devibración puede obtenerse integrando la expresión
.J anterior (Persson et al, 1977). Fig, 25.19.
3000
J ~EE«-1
.../ 3 2000¡=(!::«a..
J woog 1000U
./ o-1W>
jII
iI
13m
iiI¡
--- DS o
./2
DISTANCIA DS (m)
./ Figura 25,19, Velocidades de partícula en función de lasconcentraciones lineales de carga y distancias (Holmberg y
otros).
./
./
Para resolver el problema del corte de la roca a lacota o profundidad deseada, la concentración decarga en el fondo del barreno debe ser el doble de lanormal en una longitud igual a «S/2». Concentracionesde carga mayores provocarían agrietamientos y so-breexcavaciones en el f0ndo de la superficie.
Para el cálculo aproximado y rápido de la cantidadde explosivo necesario para diseñar una voladura decontorno pueden emplearse las siguientes expresio-nes:
./
./
/
a) q I (kg/m) = 8,5 x 10 - 5 O (mm)2
b) q, (kg/m2) = O (m m)130 .r
./ Las ecuaciones anteriores están deducidas comovalores medios para explosivos con una densidad de1,2 g/cm3 y unas rocas con características tambiénmedias. Fig. 25.20.
C.1. Recorte con cordón detonante/
/
En algunas aplicaciones, cuando los barrenos debenser perforados muy próximos por condicionantes geoló-gicos, para evitar la sobreexcavación o para efectuardemoliciones en estructuras de hormigón, las cargaspueden sustituir$e por cordón detonante. En estoscasos se perforan los barrenos con diámetros mayoresque los utilizados normalmente, pero con espaciamien-
/
(lb/pie)(Kg/m) 10
10 o Longefors ond Kihlstrom
D Du Pont
o:::J1-(!JZo-1Wo
~ }Gustofssonql=k,D2 I
j)
¡ G.I. L./
g~
'0~
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1,0
-o 1,01---:::J
(!::oa..«(!J(!::«uwo 0,1zO 0,1~--
Uti1-ZwuzOu
r- 0,01,
1, ',' L.J..i10 (pulg)
L---L.l...J(mm)
Ip
'J10
I I I ,1,1100
DIAMETRO3
Figura 25.20, Relación entre la carga lineal de explosivo ylos diámetros de perforación en voladuras de precorte y re-
corte (Mellor).
tos menores. Eldesacoplamiento adicional no deteriora,normalmente, la formación rocosa, pero las expresionesde cálculo de las cargas en función del diámetro no pue-den emplearse, pues resultan valores demasiado gran-des para los espaciamientosutilizados. La fórmula paracalcular la de[1sidadde carga en función de un espacia-miento prefijado es:
donde:ql = 300 . 82
q¡ = Densidad lineal de carga (g/m)8 = Espaciamiento (m)
Ejemplo
¿Cuál debe ser la densidad lineal de carga en unavoladura de recorte perforada con barrenos de 50 mm yespaciados 40 cm?
q, = 300 . 0,42 = 48 g/m ~ 50 g/m
D. Retacado
Con esta variable existen discrepancias entre diver-sos especialistas en voladuras, ya que mientras unosdisminuyen el retacado conforme aumenta la resisten-cia de la roca otros proceden de modo contrario. Pa-rece que esta última forma de actuación es la máslógica.
361
En rocas competentes, la longitud de retacado osci-lará entre 6 y 10 veces el diámetro y se realizará con elpropio detrito de la perforación, auxiliándose con untapón de papel o cotón en la base del mismo, según eldiámetro del barreno. En rocas estratificadas y fractu-radas se recomienda rellenar con material fino el espa-cio anular entre la carga de explosivo y la caña delbarreno, a fin de aminorar la sobreexcavación por elefecto de cuña y apertura de los gases de explosión.
En formaciones rocosas que se encuentren muy al-teradas, es algunas veces beneficioso reducir el reta-cado a un mínimo, o suprimirlo, con el objeto de per-mitir un escape rápido de los gases y preservar así laremovilización de la roca alterada. Con este método, lacarga debe prolongarse hacia el emboquille de losbarrenos. Dado que este procedimiento permite lapronta liberación de los gases producidos a alta pre-sión, se deben tomar precauciones especiales en lorelativo a sobrepresiones del aire y daños por proyec-ciones.
E. Tiempos de retardo y secuencias de iniciación
Comoya se ha indicado, la aparición de una grieta alo largo de una fila de barrenos está basada en el efectocasi simultáneo de las respectivas ondas de choque,por ello los mejores resultados se obtendrán cuandotodos los barrenos estén conectados a la misma líneade cordón detonante o energetizados con detonadoresdel mismo número.
Cuando por problemas de vibraciones debe redu-cirse la cantidad de explosivo detonada por unidad detiempo, se pueden intercalar relés de microrretardo
FRENTE
4 5 6
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~/~// 50~~// 60/~// 70~~~~ .. AVANCE DEL PRECORTE
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DEI. INSTANTANEA
/FISURA CREADAEN LA VOLADURA
(NTERIOR
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Figura 25.21. Avance de las voladuras de precorte.
362
"
entre disti ntos grupos de barrenos o iniciar cada grupocon un detonador de microrretardo de distinto nú-mero.
A cielo abierto, el avance espacial del precorte debeser de dos veces el espaciamiento o la piedra aproxi-madamente y en profundidad puede alcanzar dos omás bancos, dependiendo de los cambios litológicos yestructurales del macizo y calidad de la perforación.
Las voladuras de precorte deben dispararse bajounas condiciones mínimas de piedra, que son de unos12 m para barrenos de 50 mm y 20 m para las de 310 mmde diámetro, pues de otro modo los estados tensiona-les y de confinamiento no serán los idóneos.
Cuando la voladura de destroza se dispara con la deprecorte, ésta última debe adelantarse al menos de 90 a120 ms, con el fin de que la fractura se desarrolletotalmente antes de la salida de la fila frontal de lavoladura de producción.
,
,
\
5.6. La voladura de destroza y laprotección de la voladura de precorte
Para que el plano de precorte no resulte dañado porla voladura de destroza, ésta deberá diseñarse deacuerdo con el modelo de voladura amortiguada. Estetipo de pegas se caracterizan porque en la fila de ba-rrenos más próxima al precorte se reduce el consumoespecífico a casi la mitad del utilizado en una fila deproducción, y la piedra y el espaciamiento disminuyende 0,5 a 0,8 veces las nominales de la fila adyacente.
Foto 25.4. Aspecto del plano de fisuración en superficiecreado 'con una voladura de precorte.
JLa distancia entre el plano de precorte y la fila amor-
tiguada no puede ser muy pequeña, pues la onda dechoque causaría sobreexcavación en el frente pro-
J yectado, y tampoco puede ser excesivamente grandeya que daría lugar a voluminosos repiés que exigirían
~ volver a volar y reducirían el rendimiento del equipoJ de carga.
La distancia entre el precorte y la última fila oscilaentre 0,33 y 0,5 veces la piedra nominal de la voladura
.-/ de producción. En los barrenos de las filas que seencuentren sobre bermas proyectadas se reducirá oeliminará la sobreperforación, a fin de evitar los dañosen la cabeza del banco inferior. El número máximo de
../ filas que se recomienda disparar es normalmente de 3.Fig. 25.22.
.-/
1-' ---r~ . . FILA DE PRooueelON.V
../ Ií. . . ~A DE PRooueelON
<:\s.o;avpO""'t ~C\33'¡:: . . . J'IlA.!'~
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¿LUO FINAL ---\ I
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I-_,"VEL DE aERMAU.iNEA DE soaREP'RFORAelON
./
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./
Figura 25.22. Diseño de voladura de destroza próxima a lalínea de precorte.
/
./En cuanto a la configuración de la carga en la fila
amortiguada se siguen cfos tendencias: la primera,consistente en desacoplar el explosivo de forma simi-lar a la fila de precorte, y la segunda, en la que seintenta que el explosivo trabaje como una carga esfé-rica, calculando la distancia desde el centro de grave-dad de la carga hasta el emboquille del barreno con laconocida ecuación de Livingston:
./
./
Dc= E, X Q1/3
,p
./
/
siendo "Q» la carga del explosivo y "E,» el denominado"Factor de Energía Tensión». Para las cargas de la filaamortiguada, se recomienda que "E,» oscile entre 1,2 Y2 m!kg 1/3, según se trate de rocas masivas frágiles orocas blandas respectivamente. La relación Longitud!Diámetro de la carga para que ésta trabaje como es-férica debe estar entre 6 y 8.
La secuencia de iniciación de la voladura de des-troza debe establecerse de modo que la última filaencuentre unas condiciones de confinamiento míni-mas para que pueda salir con facilidad, sin dañar elprecorte.
En voladuras de recorte, también deberá controlarse
/
/
/
/
Foto 25.5. Disparo simultáneo de barrenos de destroza y deprecorte en un talud final.
la densidad de carga de los barrenos de las filas próxi-mas a ésta.
.En la Fig. 25.23 se representan, para una excavaciónde un túnel con una voladura de recorte como termina-ción, dos diseños de voladura de destroza. En el casoa) debido a una sobrecarga de las filas 1 y 2 se produceuna sobreexcavación fuera del perfil previsto y el re-corte no resulta efectivo. En el caso b) se han elegidounas densidades de carga correctas y se consiguen losresultados previstos.
--------~-~~/~ ----..- --
,/ ,//~-~~,/
8
8
28
18
o
3 8
82
81
b
Figura 25.23. a) Cargas incorrectas. b) Cargas correctas(Holmberg y otros).
363
6. TENDENCIAS EN EL CAMPO DE LAS VO-LADURAS DE CONTORNO
6.1. Precorte con espaciamiento de aire
Desde mediados de los años 80 se empezó a utilizaren Estados Unidos una nueva técnica de precorte deno-minada "Precorte con Espaciamiento de Aire-PEA", eninglés Air Deck Presplitting - ADP. Esta consiste encolocar una pequeña carga de explosivo en el fondo delos barrenos, dejando el resto vacío hasta el retacadoque se forma colocando un tapón a una cierta profundi-dad y a continuación el detrito hasta la superficie.
f--;c-- ,,8m. .¡ 1,8m---!
Figura 25.24. Técnica de precorte "AOP" con columnade aire.
Los principios básicos de esta técnica fueron plantea-dos hace más de 40 años por los científicos rusos Mel-nikov (1940) y Marchenko (1954) que observaron unmejor rendimiento del explosivo, consiguiéndose ul1amayor fragmentación y desplazamiento de la roca vo-lada.
En 1981 Fourney y sus colaboradores de la Universi-dad de Meryland, realizando investigaciones sobre laestimulación de pozos petrolíferos y efectuando ensa-yos a escala, comprobaron que disparando cargas en.elfondo de cámaras de aire, como las de los barrenos, lasondas de choque se reflejaban en el techo del retacadogenerándose en la roca circundante unas tensiones demayor duración, del orden de 2 a 5 veces superioresque las registradas en el fondo donde se localizan lascargas.
En 1982, Crosby y otros técnicos utilizaron columnasde aire en la ejecución de precortes en la mina de car-
. bón acielo abierto de Rietspruit en Sudáfrica.
364
"-Pero fue a partir de 1983, cuando la Atlas Powder
Co., actualmente la ICI, inició una serie de ensayos quecondujeron a un mejor conocimiento de la técnica,extendiéndose su aplicación a diferentes campos desde "-entonces. En 1986 el ingeniero John Bussey, junto aDan Fitzgibbon, diseñaron y patentaron un tapón neu-mático que posibilita el retacado efectivo, con una dis- '-minución muy importante de la onda aérea que hacíainviable, hasta entonces, la utilización de la técnica enzonas próximas a núcleos de población. '-
6.1.1. Criterios de diseño"
Como reglas prácticas de diseño se utilizan lassiguientes expresiones:
s = (16 a 24) x DT = (12 a 18) x DQ = (0,39 a 1,4) x H x SB = 12 x D
"
'-
siendo:
D = Diámetro del barreno (m)S = Espaciamiento (m)T = Retacado (m)Q = Carga del explosivo en el fondo del barreno (kg)B = Distancia a la fila de destroza (m).
Con estos esquemas solamente se carga dA explosi-vo entre un 10 Y un 15% del volumen del barreno. Si losbarrenos tienen más de 20 m de longitud se recomienda"disponer de dos ó más cargas con el fin de obtener unamejor distribución de la energía y conseguir unos mejo-res resultados. En estos casos aproximadamente el60% de la carga debe colocarse en el fondo del barreno.
En lo referente a los tapones, existen diferentes tipos:neumáticos y químicos. Los primeros que son los que
ESPACIAMIENTODE AIRE
ESPACIAHIENTIJDE AIRE
EXPLOSIVD
EXPLOSIVO
Figura 25.25. Precorte con espaciamiento de aire con unay dos cargas.
In,"oIF'P¡i='iI"":.,<=, , '<='to'1F :; ., <=, = =< <=\ C-1 C\pcclt::'\-=
ROCA TR'TURADA '0"o' ','
9,5-19mm... :. ..: .' .'
TAPaN PARAEL .. ;;RETACADO .
COLUMNADE AIRE4,6 m.--
D= 17cm(6 3/4) -
,,I,.'
'>.:,.,DETRITUS '..' : ..,
.:.;
J
más se utilizan consisten en una cámara de goma quese infla con aire a presión, una vez introducida en el
J barreno a la profundidad deseada. Estos tapones dispo-nen de una válvula especial y se comercializan para diá-metros de los barrenos' de 50 mm a 380 mm, siendoalguna de las marcas más conocidas: "Power plug» y
J "Hole saver».Los tapones químicos están constituidos por un cartu-
cho con dos componentes (isocianato y resina polyol),../ que al reaccionar forman una espuma de poliuretano. El
tiempo de formación es de 2 a 5 minutos, y al cabo de15 minutos solidifica completamente. También se han
J fabricado tapones de gas, "gas bags», en los que sehace reaccionar bicarbonato sódico con un ácido débilcomo el vinagre para producir anhídrido carbónico y asíinflar el tapón, que habrá sido descendido a la profundi-
J dad adecuada mediante una cinta.La técnica PEA esta, hoy en día, indicada para diáme-
tros de perforación entre 127 y 310 mm, proporcionando.../ menores costes de perforación por metro cuadrado de
superficie precortada, debido a:
.../- Utilización de explosivos convencionales a granel de
menor coste que las cargas especiales de precorte.- Mayores espaciamientos entre barrenos.- Posibilidad de emplear mayores diámetros de perfo-
ración.- Mayor facilidad de la carga del barreno, que se tra-
duce en menores requerimientos de mano de obraespecializada.
.../
.../
.../
El único inconveniente que presenta es la necesidadde disponer de los tapones neumáticos, cuyo precio habajado conforme la demanda ha hecho que se comer-cialicen en cantidades mayores.
El sistema de iniciación ideal consiste en el empleo deNON EL, pues de esta manera no se daña al tapón neu-mático antes de la detonación de la carga del explosivo
.../
.../
/
/
/
/
/
/
y la efectividad del retacado es mayor. No obstante,pueden emplearse también cordones detonantes debajo gramaje.
El tiempo de carga y preparación de las voladuraspuede incluso reducirse, pues en una voladura de 17barrenos se invierten unos 30 minutos, frente a doshoras o más en un precorte convencional con variosmultiplicadores y cargas elementales espaciadas conretacados intermedios.
6.1.2. Otras aplicaciones
Además de utilizarse en las voladuras de contorno,otras aplicaciones de interés son las siguientes:
- Separación de estéril y mineral. El explosivo colo-cado en la zona de mineral produce una fragmenta-ción fina de éste, mientras que ese estéril en el quese dispone la columna de aire queda después de lavoladura en trozos gruesos, pudiendo separarse
. visualmente. Fig. 25.26a.- Control de proyecciones. En la primera fila de
barrenos, cuando la dimensión de la piedra es menorque la nominal o la geología es desfavorable. Fig.25.26b.
- Disminución de finos. En algunos minerales la pro-ducción de finos supone pérdidas importantes, por loque modificando el método de carga, Fig. 25.26c,con espaciado res de aire se pueden reduGir los finosen un 50% y los consumos específicos de explosivoentre un 15% y un 20% con relación a los convencio-nales.
- Producción de escollera. Fig. 25.26d. La técnica seestá empleando con éxito en las voladuras de esco-llera, con rendimientos de 20 t de material por kilo-gramo de explosivo, perforando barrenos de 165 mmde diámetro. En este tipo de voladuras interesa frag-
/Foto 25.6. Secuencia de operaciones en el retacado de un
barreno.
/365
EXPLOSIVO-
a..
AIRE
AIRE-
EXPLOSIVO
d.c.
'-
'-
'-
"--
EXPLOSIVO"--
"--
'--
"--
EXPLOSIVO-"-
Figura 25.26. Aplicaciones de la técnica AOP a diferentestipos de voladuras.
"-
mentar poco la roca para obtener bloques de grantamaño.
- Arranque de bloques de roca ornamental. La téc-nica se aplica en los barrenos horizontales y vertica-les perforados para arrancar bloques de roca orna-mental.
- Control de las vibraciones. Fig.25.26e.Paraespa-ciar y secuenciar las cargas elementales dentro deun mismo barreno y disminuir así el nivel de vibracio-nes, al tiempo que se obtiene un mejor talud y mejo-ra de la fragmentación.
6.1.3. Comparación de costes de las té'cnicas de~precorte
,,¡'En las Tablas 25.2 y 25.3 se recogen los datos relati-,
vos a voladuras de precorte con la técnica convencionaly con la de espaciamiento de aire PEA, en dos tipos deroca (roca dura con RC = 150 MPa y RT = 15 MPa, yroca media con RC = 100 MPa y RT = 8 MPa) y supues-to un diámetro de perforación de 150 mm en un bancode 12 m de altura.
Como puede observarse existe una diferencia muysignificativa en la reducción de los costes a favor de latécnica PEA, aún en el caso en que se pierda algo delvalor estético en el resultado de la voladura debido almayor espaciamiento entre los barrenos.
Los costes de explosivo incluyen, además de talesproductos, los debidos a accesorios de iniciación y lostapones en el caso de la técnica PEA, cuyo precio oscilaen el mercado entre las 1.000 y las 1.200 PTA/unidad.
366
TABLA 25.2. PRECORTE CONVENCIONAL "-
"-
TABLA 25.3. PRECORTE CON ESPACIAMIENTODE AIRE
'-
6.2. Otras tendencias
Desde hace varios años, las investigaciones en elcampo de las voladuras de contorno se han dirigidohacia el diseño de las «Cargas de Fisuración Contro-lada». Las ventajas de estas técnicas son:
- Conservación de la integridad estructural y resis-tente de la roca remanente.
Roca dura Roca media
Densidad de carga (kg/m) 2,4 1,5Carga de fondo (kg) 5,0 3,6Espaciamiento (m) 2,4 2,4Coste de perforación (PTA/m') 703 564Coste de explosivo (PTA/m') 467 309Coste total (PTA/m') 1170 873
Roca dura Roca media
Carga de explosivo 30 16Espaciamiento (m) 2,7 3,0Coste de perforación (PTA/m') 625 452Coste de explosivo (PTA/m') 194 118Coste total (PTA/m') 819 570
J
- Mejor adaptación del hueco excavado a las dimen-siones del perfil proyectado.
J - Menor consumo de explosivo por unidad de super-ficie recortada. Fig. 25.28.
- Mayor espaciamiento de barrenos y, por tanto, me-nores necesidades de perforación.../
J
Las técnicas que actualmente están en fase de de-sarrollo son las siguientes:
.J
a) Cargas especiales de acoplamiento lineal.
b) Barrenos con entalladuras.
c) Cargas entubadas con aristas abiertas.
...JLas cargas especiales de acoplamiento lineal fun-
cionan de forma semejante a las cargas huecas, diri-giendo la energía del explosivo sobre dos generatricesopuestas diametralmente en el barreno. Fig. 25.27.
./
./
"(1)GASES EN EXPANSION
./
/ t3 NOaRI~~~~ECENp«)" tt
--(5-_4 rA~N~~~~ASp \\ KI'Klcp
/
./
Figura 25.27. Fases de actuación de las cargas de acopla-miento lineal (Bjarnholt y otros).
./
/
Los barrenos con entalladura consisten en abrirunas grietas en forma de cuña y diametralmenteopuestas a lo largo de las cañas, con el fin de dirigir lafracturación originada por la presión de los gases,aprovechando la concentración de tensiones"en losextremos de dichas entalladuras. Con esta técnica sehan obtenido excelentes resultados, llegando a reduc-ciones del consumo de explosivo entre un 20ry un 50%del utilizado normalmente. Fig. 25.28.
Para la ejecución material de las entalladuras se uti-lizan diversos procedimientos:
/
/
/ - Accesorios especiales de perforación, como el re-presentado en la Fig. 25.29.
- Chorro de agua.
- Empleo de cargas de acoplamiento lineal Fig.25.27.
La tercera técnica es la denominada «Cargas Entu-badas con Generatrices Abiertas" que consisten enunos cilindros metálicos que alojan el explosivo en suinteriory disponen de unas aberturas laterales. El tubometálico tiene dos misiones: canalizar la energía delexplosivo en las generatrices del barreno enfrentadas
/
/
e
el. -:§150;- - - - -OZWo:o:<!CD
~ 100zO¡¡;Wo:el.
- - - - -
15/85. ANFO /Styropor0 BARRENOS
CONVENCIONALES
17mm GURIT47""
50<- - - - - - - -¡ BARRENOS CON
f ENTALLADURAS
50 100 150CONC. DE CARGA (Kg.lm3 VOLUMENDE BARRENO)
Figura 25.28. Mejora del rendimiento de las cargas de losbarrenos con entalladura (Bjarnholt y otros).
BOCA DEPERFORACION
Figura 25.29. Accesorios de perforación para la creación deentalladuras en los barrenos de contorno.
con las aberturas y proteger al resto de la superficieabierta en el hueco del barreno.
7. EVALUACION DE RESULTADOS
La "evaluación de los resultados obtenidos en unavoladura de contorno puede hacerse de forma cuanti-tativa y cualitativa.
La evaluación cuantitativa se basa en el cálculo del
Factor de Cañas Visibles "FCV", que es el cociente entrela longitud de las cañas visibles y la longitud totalperforada. Fig. 25.30.
Si bien, la evaluación cuantitativa da un valor quedefine la calidad de la voladura controlada, es másinteresante, en orden a optimizar los resultados, unanálisis del conjunto de la superficie creada, como seindica en la Tabla 25.4 para la técnica de precorte, en laque para cada tipo de daños aparecido se indica elposible origen y la solución del problema.
367
CAÑAS VISIBLES ¡
10
I~~ 11 ~
I
10m. LONGITUDI PERFORADA
I
t~
5II
I :I II II !I~
SUPERFICIE CREADA" ~-----_._---
Figura 25.30. Ejemplo de cálculo del Factor de Cañas Visi-bles. «FCV».
8. EJEMPLO DE APLlCACION
Se desea calcular el espaciamiento entre barrenosen una voladura de precorte utilizando un diámetrode perforación de 64 mm con cargas continuas deexplosivo de 19 mm de diámetro, densidad de 1,1glm3 y velocidad de detonación de 4000 mis. Laroca tiene unas resistencias in situ a tracción y com-presión de 17,2 y 275 MPa respectivamente:
'-
- 2134 MPa. '---
[ 19
J
2.4
PB =2134 x 64 = 2134 x 0,0542 =115,7MPa.
'---
Valor inferior a la resistencia a compresión de laroca, luego la configuración de cargas es válida.
Espaciamiento3.
S=64 x (115,7 + 17,2)
17,2
"--
\-
- 494,5 mm ~ 0,5 m
"-
9. EXTRACCION DE BLOQUES DE ROCASORNAMENTALES CON VOLADURAS DECONTORNO
"-
Se entiende por rocas ornamentales todas aquellasque se utilizan, en forma de bloques o placas, porsus características estéticas (color, textura, brillo,tamaño de grano, etc.), y técnicas (resistencia, facili-dad de elaboración, pulido, etc.). Los tipos de rocamás comunes pueden clasificarse genéricamente entres grandes grupos: granitos, mármoles y calizasmarmóreas.
Los métodos de arranque consisten en la indepen-dización primaria en el macizo rocoso de un granbloque (100 a 4000 m3), de forma paralepipédica, que
'-
\....
\...
\...
TABLA 25.4. TIPOLOGIA DE DAÑOS EN VOLADURAS DE PRECORTE'-.
TIPOLOGIA DE DAÑOS
Sobreexcavación general
Sobreexcavación alrede-dor de los barrenos
Sobreexcavación entrebarrenos
Roca saliente entre ba-rrenos
368
PERFIL DE EXCAVACION
---0 0-- ---<>--
ORIGEN DEL PROBLEMA
- Voladura de precorte so-brecargada
~~ 1- Fila próxima de destrozasobrecargada
..r
---n c--:-¡-;;-{)-,-: -~'_.J~'J~-~.-~~..,~".. . .~/~".. ,/~.\,.
,
- La presión de barreno essuperior a la resistenciadinámica a compresiónde la roca
- Espaciamiento entre
-~--~--~ .-~'-\_-
.
-
..
-- /- --
I
barrenos demasiado pe-
W;:'.lf-qirf/.C¡!c~\7iFllf'/)(,~\'V!Ir;""'/"!!1 qUe ño
- Espaciamiento excesivo
~--¿ITi2~...n~1SJi:7,;¡?~[~.
- -,' entre barrenos
<,.,\~y !if.1!..~" - <;;s~, -
SOLUCION \...
- Disminuir la densidad decarga, aumentar el desaco-plamiento, incrementar elespaciamiento
\...
- Alejar la fila de destroza,disminuir la presión de ba-rreno, aumentar el retardoentre filas de destroza.
"
- Disminuir la densidad linealde carga y aumentar el desa-coplamiento
- Aumentar el espaciamientoentre barrenos
- Reducir el espaciamientoentre barrenos y aumentar li-geramente la carga
1. Presión de Barreno
PB = 228 X 1Q-6pe XVO2
1 + 0,8 Pe
2. Presión de Barreno Efectiva
--''3
J
J
eL.OQUEVENDleL.E
2J
4
J
JSUBDIVISIONDE eL.OQUESIN SITU PERFIL.ADODEL.eL.OQUEVENDIBLe
JFigura 25.31. Secuencia de arranque de un bloque.
a continuación se subdivide hasta alcanzar unas di-mensiones fácilmente manipulables y dentro de las
../ gamas que requieren las industrias de transforma-ción, generalmente con unas longitudes entre 1,8 a3,5 m, espesores entre 1 y 1,50 m y alturas entre 0,9 y1,2 m.
../ La técnica de arranque con explosivos se suele utili-zar, aunque no de forma exclusiva, pues se aplicansistemas de corte con hilo helicoidal adiamantado,
../ con rozadora de brazo y disco, con lanza térmica ychorro de agua.
Las técnicas de voladuras son un caso particular de../ las de precorte, pero con ligeras variantes ya que es
preciso no dañar a la roca y al mismo tiempo tener encuenta las propiedades de ésta: resistencia, homoge-neidad, esquistosidad, fisuración, etc.
../
9.1. Variables de diseño
./ Aunque es difícil dar unas recomendaciones gene-rales de diseño de este tipo de voladuras, pues sonmuchas las clases de rocas y condiciones de explota-
./ ción, pueden seguirse los siguientes criterios:
- Diámetro de los barrenos
Los diámetros que se utilizan son normalmentepequeños, de 27 a 40 mm, pues de esta forma se consi-gue la mejor distribución espacial del explosivo ~j1 elplano de fractura. -
Los martillos pueden ser manuales o más moderna-mente montados sobre banqueadores o unidades espe-cialmente diseñadas para hacer taladros alineados, yque disponen de unos bastidores sobre los que se des-plaza un carro unido a las deslizaderas de los martillos.
./
./
./
./
- Espaciamiento
El espaciamiento entre barrenos se debe estableceren función de las propiedades de las rocas y caracterís-ticas de la carga de explosivo.
Existen diversos métodos aplicados al cálculo devoladuras de precorte, que con pequeñas modificacio-nes pueden adaptarse a la extracción de bloques deroca ornamental. A continuación se describen los másimportantes.
/
/
A. Fórmula de Calder y Jackson (1981)
Esta expresión ya ha sido expuesta, y consiste enigualar la resistencia a tracción de la roca a través delplano de corte con la presión ejercida por los gases enlas paredes de los barrenos, suponiendo que éstosactúan en un área equivalente al diámetro de dichostaladros.
B. Fórmula de Serta (1985)
Propone la siguiente expresión para que exista unequilibrioentre la presión de los gases y la resistencia atracción de las rocas.
2xPEsx Pexd' + OS = RT x O
donde:
S
PEsPedORT
= Espaciamiento entre barrenos (mm)= Presión específica (Mpa)=Densidad del explosivo (g/cm3)= Diámetro de la carga de explosivo (m)=Diámetro del barreno(m)=Resistencia a tracción de la roca (MPa).
C. Reglas empíricas
Se basa en la experiencia práctica de que se disponecon rocas similares. Normalmente los espaciamientosse suelen encontrar en el intervalo 4 -150, si bien haycasos especiales en los que por coincidir el plano decorte con una dirección favorable de fracturación esasdistancias pueden ser más del doble.
- Consumos específicos
Las cantidades de explosivo necesarias para el cortede un volumen de roca varían ampliamente según eltipo de roca, clase de explosivo y fase de extracción.Como cifras orientativas y cuando se emplea cordóndetonante en planos verticales, los valores más comu-nes son, por unidad de superficie cortada, de 80 a 150g/m2en los granitos, de 40 a 80 g/m2en los mármoles yde'30 a 60 g/m2en las calizas marmóreas.
- Distribución de carga en los barrenos
Para evitar el astillamiento o fracturación en las.esqui-nas de los bloques, es conveniente emplear barrenosguía vacíos en las proximidades de las superficies libreso en las intersecciones de los planos de corte, Fig.25.32.
Por otro lado, los barrenos tanto verticales como delevante no se llegan a perforar en toda su longitud,sien-do habitual dejar en el granito desde el fondo de losbarrenos hasta la arista del bloque una distancia de 20 a30 cm, Fig.25.33.
-Retacado
El confinamiento de las cargas de explosivo es nece-sario para aprovechar el empuje de los gases. Confor-
369
~
"-
//10
o.
Figura 25.32.
'~
//"-
'-.
'-
BARRENOS
SIN CARGA
'-
b.
Utilización de barrenos guia en la extracción de bloques. '-..
.'-..
'--
'--
.......
.......
"-
"-
370
Foto 25.7. Arranque con voladura de un bloque de granito. (Cortesía de ay Forcit AB).
'-
J
J
.../E"
J'l.:-
J
Figura 25.33. Sección transversal de un bloque.
../me las características de las rocas empeoran las longi-tudes suelen disminuirse con el fin de que la presión delos gases no actúe demasiado tiempo sobre la roca y
J pueda dar lugar a daños.Por lo general, con los cordones detonantes los reta-
cados son pequeños, mientras que con pólvora seJ necesita un mejor confinamiento de las cargas.
El material que se utilizasuele ser el propio detrito deperforación o tacos de arcilla.
./ A veces, el retacado se realiza con agua, que permiteademás transmitir una mayor cantidad de energía a laroca, si se precisa aumentar PBe para garantizar elcorte.
--' También, cuando se desea evitar el ennegrecimientode las superficies de fractura se rellenan con arena odetritus de perforación.
--'
- Iniciación
Al igual que en las voladuras dE;!contorno se reco-mienda la iniciación instantánea de todos los barrenos,mediante empleo de ramales maestros de cordón deto-
./ nante de bajo gramaje. .De no conseguirse la detonación simultánea de todas
las cargas situadas en un mismo plano de corte, la coli-./ sión de las ondas no se produciría en los puntos equi-
distantes entre los barrenos y el plano de fractura podríano ser total o limpioy, además, como consecuencia delas tensiones y desplazamientos diferenciales, por
./ ejemplo por flexión del propio bloque, se podría provo-car el agrietamiento de la roca. -..-
Aunque la velocidad de detonación del cordón deto-./ nante es elevada, comparada con la distancia entre
barrenos, para que la acción de todas las cargas en unmismo plano de corte sea lo más simultánea posible, esaconsejable que el punto de iniciación se encuentre
./ equidistante de los barrenos que se localizan en losextremos de dicha superficie.
./
9.2. Consideraciones prácticas sobre el uso deexplosivos
En muchas canteras la utilizacióndel cordón detonan-te y la pólvora se realiza de distinta forma, según seapliquen éstos a cortes en"planos verticales u horizonta-
./ les.
./
Normalmente, en los cortes verticales (de plomo obanqueo) se precisan explosivos que generan una ondade choque fuerte. Esta es la razón de emplear cordóndetonante a lo largo de toda la longitudde los barrenos,e iniciarlos en cabeza con el fin de evitar una acumula-ción de tensiones en la boca de los mismos que daríalugar a descostramientos y fracturación de la roca.
El cordón detonante tiene la ventaja de constituir unacarga continua y al mismo tiempo permitir disponer deldesacoplamiento necesario. En función de la carga quese precise se podrá usar con un solo ramal o varios deigualo distinto gramaje.
En los cortes horizontales (de levante o realce) estágeneralizado en algunas explotacione,s, como las degranito de Porriño o las de caliza marmórea con estratifi-cación marcada, el uso de la pólvora.de mina. Las razo-nes pueden atribuirse, por un lado, a que se aprovechanlas características estructurales favorables del macizorocoso y, por otro, a que como al efectuar los barrenoshorizontales se produce una concentración de tensionesen las proximidades de los taladros, debido al propiopeso del bloque, las ondas de choque intensas genera-rían fracturas que tenderían a orientars~ verticalmente,ya que la dirección corresponde a la de menor resisten-cia al corte.
Foto 25.8. Cortede un gran bolo de granitomediante dosbarrenos con entalladurasy pólvora negra.
Se ve, pues, la conveniencia de usar un explosivo quedesprenda un gran volumen de gases, como la polvora,que permita alcanzar la presión necesaria en losbarrenos para superar la resistencia a la traccióncorrespondiente al plano de levante y a contrarrestar elefecto del propio peso del bloque.
La existencia de planos preferenciales de fractura enalgunos granitos tiene una explicación científica. Así,por ejemplo, en el caso del granito Gris Perla, el«andar» principal o «levante>;,subhorizontal, coincidecon una orientación preferente de los feldespastos,debido a la coincidencia en dicho plano de las seccio-nes mayores de los fenocristales y, consecuentemente,de elementos cristalográficos (planos de maclas, planos
371
de exfoliación, bordes de cristales, etc.), que lo configu-ran como la superficie de mayor debilidad.
Otros granitos, como los extremeños, no presentandirecciones preferenciales de fractura.
9.3. Optimización del diseño de voladuras de corte
El diseño de las voladuras de corte se debe realizarpara cada cantera específica cubriendo una serie deetapas. La primera consistirá en el estudio de las carac-terísticas estructurales y propiedades dinámicas de lasrocas para el cálculo posterior de los parámetros de lavoladura.
En la segunda etapa se efectuarán voladuras de prue-ba hasta conseguir los resultados prácticos deseados,evaluando las pérdidas de material en cada caso y loscostes inherentes de cada esquema.
Valorando las citadas pérdidas por unidad de volu-men, se podrá determinar el esquema óptimo, sin másque añadir los costes de perforación y de explosivos, yque coincidirá con el mínimo coste de la curva total, Fig.25.34.
9.4. Ejemplo de cálculo
Se desea extraer un bloque de granito medianteperforación de barrenos y voladura con cordón de-tonante. Los datos de partida son:
- Resistencia a tracción de laroca
- Diámetro de perforación
RT = 10 MPa
D = 0,032 m
d = 0,0034 m- Diámetro del ánima de pentrita
del cordón detonante
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372
'---oM
E'-«1-"- COSTE TOTAL
'---
", ./ VALORPERDIDA
"'0. ./~ ./
- -- - ~ C. PERFORACION---
'---
~
- - - - - - - - - C. EXPLOSIVOr-0,10 0,20 0.30 0.40 0,50 0.60
'---ESPACIAMIENTO
ENTRE BARRENOS (m)
'-----Figura 25.34. Optimizacióndel espaciamiento entre barrenos.
Densidad de la carga depentrita
Presión Específica
'-Pe = 1,3 g/cm)
PE, = 1200 MPa '----
¿Cuál debe ser el espaciamiento entre barrenos?Aplicando la ecuación de Berta resulta:
'---
2 x 1200 x 1,3 x 0,00342 + 0,032 = 0,14 mS = 10 x 0,032
'-
La relación ..S/O» es igual al 4,37, que está ,dentrodel intervalo práctico de 4 a 150.
Si la roca fuera de peor calidad con una Resisten- "-
cia a Tracción de 5 MPa, el espaciamiento deberíaaumentarse a S = 0,26 m.
"-
'-
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'-
'---
"-
'--
"-
"-
'-.
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Asignatura: Perforación y Voladura II
MATERIAL DE ESTUDIO:
Tema: VOLADURA DE CONTORNO, CONTROLADA Y AMORTIGUADA.
Compilado y adaptado de:
EXSA S.A. , Edición Especial, Manual de Práctico de
Voladura Perú, 2000.
Material preparado con fines de estudio de alumnos del curso de Perforación y
Voladura de la Universidad Continental.
l objetivo de la voladura controlada es evitar el rompimiento de la roca fuera de límites previamente establecidos, es
decir evitar la sobrerotura (overbreak). Es un método especial que permite obtener superficies de corte lisas y bien definidas, al mismo tiempo que evita el agrietamiento excesivo de la roca remanente, con lo que contribuye a mejorar su estabilidad, aspecto muy importante en trabajos subterráneos de orden permanente, para prevención de desplome de techos y otros riesgos, y en superficie para la estabilidad de taludes en cortes de laderas. Consiste en el empleo de cargas explosivas lineares de baja energía colocadas en taladros muy cercanos entre sí, que se disparan en forma simultánea para crear y controlar la formación de una grieta o plano de rotura continuo, que límite la superficie final de un corte o excavación. En términos generales, si el disparo para este corte es anterior a la voladura principal, se le denomina “precorte o presplitting”, y si es posterior se le conoce como Recorte, voladura de contorno o voladura suave (Smooth blasting); en el caso de túneles también suele denominarse voladura periférica. Se emplea a menudo para el acabado superficial de túneles de obras hidráulicas o viales, para reducir el consumo de concreto cuando éstos tienen que ser cementados, y en cámaras subterráneas para mejorar el autosostenimiento de techos y paredes. También se aplica para excavaciones precisas para cimentación de maquinaria, para piques y chimeneas, para límite final de bancos en minería a tajo abierto y para extraer grandes y bien formados bloques de piedra ornamental en canteras de mármol, caliza marmórea y granito, entre otros.
TEORÍA DEL MÉTODO Una carga explosiva convencional acoplada, que llena completamente un taladro, al detonar crea una zona adyacente en la que la resistencia dinámica a compresión de la roca es ampliamente superada, triturándola y pulverizándola. Fuera de esa zona de transición, los esfuerzos de tracción asociados a la onda de compresión generan grietas radiales alrededor de todo el taladro, lo que se denomina fisuramiento radial. Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, esas grietas radiales tienden a propagarse por igual en todas direcciones, hasta que por colisión de las dos ondas de choque en el punto medio entre taladros, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial. Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado, lográndose esto en especial cuando dos taladros son cercanos. Posteriormente estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de gases permite obtener un plano de fractura definido. Según esto, el mecanismo de trabajo de una voladura de contorno comprende a dos efectos diferentes: uno derivado de la acción de la onda de choque y otro derivado de la acción de los gases en expansión. La presión de gases es clave en la voladura controlada, por lo que se debe tratar de mantenerla hasta que complete la unión de las grietas que parten de los taladros adyacentes. Esto se conseguirá adecuando la longitud de retacado para evitar el escape prematuro de los gases a la atmósfera.
E
MECANICA DE CORTE LINEAR
Ondas de tensión
Grieta
Tensión
(Grieta)
Distancia E = B/2
Tensión
Compresión
E
E/2
Taladros con cargas lineares desacopladas (presión interna de los gases en expansión)
VOLADURA CONTROLADA Y AMORTIGUADA CAPITULO 11
223
DIFERENCIAS ENTRE LA VOLADURA CONVENCIONAL Y LA VOLADURA CONTROLADA En la práctica el método de voladura controlada requiere de ciertas condiciones que la diferencian del método convencional, como se muestra a continuación: Voladura convencional Los taladros de voladura normal destrozan la roca por interacción entre sí, con predominio de fracturamiento radial; para lograr este efecto es necesario mantener ciertas condiciones, como: 1. Relación de espaciamiento a burden:
E = (1,3 a 1,5) x B 2. Relación de acoplamiento (diámetro de taladro a diámetro
de cartucho): máxima de 1,2 a 1, buscando un adecuado confinamiento y atacado del explosivo.
3. Distribución de la carga explosiva, ocupando en promedio los 2/3 de la longitud del taladro (66%) procurando la mayor concentración de carga al fondo del mismo.
4. Uso de taco inerte para retener la explosión en el taladro
el mayor tiempo posible, y para mejorar el grado de confinamiento.
5. Empleo de explosivo con el mayor brisance y empuje
dentro de la relación energía/costo, para las características de la roca.
6. Disparo de todos los taladros de la voladura siguiendo un
orden de salida, espaciados en tiempo de acuerdo a un esquema de secuencias (arranques, ayudas, cuadradores, alzas, etc.).
Voladura controlada A diferencia de los taladros de voladura normal, los de voladura controlada deben espaciarse de tal modo, que las fracturas creadas se dirijan a los puntos de menor resistencia, es decir
MECANICA DE CORTE LINEAR
Efecto Zonas Trituradas
Taladros
Taladros
Ondas de choque
Zona de corte
Zona de tensión
Esfuerzos laterales resultantes de la colisión de las ondas de choque
Tensiones generadas por superposición de ondas de choque producidas por el disparo simultáneo de dos cargas de taladro
PRINCIPIO DEL FISURAMIENTO LINEAR EN LA ROCA
Efecto de la corta distancia entre los taladros de recorte
CAPITULO 11
224
de taladro a taladro, alineándose para formar un plano de corte, con lo que se disminuye o elimina la formación de fracturas radiales. Entre sus condiciones fundamentales tenemos: 1. Relación de espaciamiento a burden inversa a la normal;
es decir menor espaciamiento que burden, usualmente: E = 0,5 a 0,8 B.
2. Explosivo de mucho menor diámetro que el del taladro
para que la relación de desacoplamiento sea mayor que la convencional de 2,1 a 1.
3. Carga explosiva linear distribuida a todo lo largo del
taladro preferentemente con cartuchos acoplables como los de Exsacorte, o en ciertos casos carga amortiguada con espaciadores.
4. Taco inerte solamente para mantener el explosivo dentro
del taladro, no para confinarlo. 5. Empleo de explosivo de baja potencia y velocidad,
brisance, como el Exacorte. 6. Disparo simultáneo de todos los taladros de la línea de
corte, sin retardos entre sí, y sólo después de la voladura principal. (Es conveniente un intervalo mínimo de 60 a 100 ms entre el último taladro de la voladura principal y los taladros de la línea de corte periférica).
7. Mantener el alineamiento y paralelismo de los taladros, de
acuerdo al diseño del corte a realizar, de lo contrario no hay buen resultado.
Ventajas de la voladura controlada
a. Produce superficies de roca lisas y estables. b. Contribuye a reducir la vibración de la voladura principal y
la sobreexcavación, con lo que se reduce también la proyección de fragmentos y los efectos de agrietamiento en construcciones e instalaciones cercanas a la voladura. También facilita el transporte de los detritos de voladura, por su menor tamaño.
c. Produce menor agrietamiento en la roca remanente. Es
importante tener en cuenta que la voladura convencional, según la carga y el tipo de roca puede afectar a las cajas techos a profundidades de hasta 1,50 y 2,00 m debilitando la estructura en general, mientras que la voladura controlada sólo la afecta entre 0,20 y 0,50 m, contribuyendo a mejorar el autosostenimiento de las excavaciones.
d. En minería puede ser una alternativa para la explotación
de estructuras débiles e inestables. Desventajas de la voladura controlada a. Mayor costo que la voladura convencional por requerir
más perforación y empleo de explosivos especiales o acondicionados a propósito.
b. Mayor demora en la obra, por el incremento del trabajo de
perforación. c. En algunos tipos de terreno no llega a dar los resultados
esperados, como por ejemplo en material detrítico incompetente o deleznable. Mejores resultados por lo general se obtienen en rocas homogéneas y competentes.
Son varias las técnicas para voladura controlada desarrolladas en los últimos años, muchas veces específicamente para un problema particular, pero las más aplicadas son: - Voladuras de precorte - Voladura de recorte - Voladuras amortiguadas Estas técnicas se efectúan tanto para trabajos subterráneos como en superficie. VOLADURA DE PRECORTE Consiste en crear en el cuerpo de roca una discontinuidad o plano de fractura (grieta continua) antes de disparar la voladura principal o de producción, mediante una fila de taladros generalmente de pequeño diámetro, muy cercanos, con cargas explosivas desacopladas y disparos instantánea. El disparo de los taladros de precorte también puede hacerse simultáneamente con los de producción, pero adelantándonos una fracción de tiempo de 90 a 120 ms, el disparo es pues en dos etapas. Normalmente es necesario efectuar algunos disparos de prueba para conocer el comportamiento de la roca y ajustar parámetros, pero como guía puede aplicarse algunas ecuaciones propuestas para el caso, como las de C. Konya, así: El factor de carga por pie de taladro que no cause daño a la roca, pero que produzca suficiente presión como para crear la acción de corte se puede estimar por:
q = [(Ø) 2 / 28] Donde: q : carga de explosivo por pie de taladro (lb/pie). Ø : diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas. Si se aplica este factor de carga, el espaciamiento entre los taladros de precorte será determinado por la ecuación:
E = (10 x Ø) Donde: E : espaciamiento, en pulgadas. Ø : diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas. La constante 10 se aplica para asegurar que la distancia no sea excesiva y que el corte ocurra, pero según experiencia puede llevarse a 12 ó 14. Estos valores por norma deben darse en el equivalente métrico. En la mayoría de aplicaciones de precorte no se estila sobreperforación. En algunos casos se aplica una carga concentrada de 2 a 3 veces al fondo del taladro, en otros toda la columna es desacoplada, es decir de baja energía y de menor diámetro que el del taladro. Existen diferentes criterios respecto a las necesidades de taquear o no los taladros, y sobre la longitud del taco teniendo en cuenta la necesidad de mantener retenidos los gases de explosión en los taladros. Usualmente las rocas competentes no requieren taco mientras que sí son necesarios en las rocas fisuradas e incompetentes. El precorte se aplica preferentemente en bancos de superficie para delimitar sectores, para cortar bloques; para evitar una
CAPITULO 11
225
excesiva sobrerotura hacia atrás (back break) y para formar los taludes finales del pit. VOLADURA DE RECORTE Consiste en la voladura de una fila de taladros cercanos, con cargas desacopladas, pero después de la voladura “principal” o de producción. El factor de carga se determina de igual forma que para los taladros de precorte, pero como esta técnica implica el arranque de roca hacia un frente libre, el espaciamiento normalmente es mayor que en el precorte, pudiendo ser determinado por la ecuación:
E = (16 x Ø) Donde:
E : espaciamiento. Ø : diámetro del taladro vacío. El disparo es también en dos etapas, primero los taladros de producción y después, con una diferencia de unos 100 ms, los de recorte. Las condiciones de confinamiento de ambas son diferentes, en el precorte mientras no sale la voladura principal en burden es infinito, en tanto que en el recorte el burden tiene una distancia definida y razonable, después de haber salido la voladura principal, de modo que puede ser estimado en el diseño de la voladura. El burden debe ser mayor que el espaciado para asegurar que las facturas se “encadenen” apropiadamente entre los taladros antes que el bloque de burden se desplace, pudiendo estimar con la ecuación:
B = (1,3 x E)
Donde: B : burden o línea de menor resistencia. E : espaciado entre taladros. Cuando los taladros de recorte tienen el mismo diámetro que los de producción la técnica se conoce como Trim Blasting. VOLADURA AMORTIGUADA Es prácticamente una voladura convencional pero en la que se ha modificado el diseño de la última fila, tanto en su esquema geométrico que es más reducido, como en las cargas de explosivo que deben ser menores y desacopladas. El disparo es normalmente en una sola etapa. La voladura amortiguada también denominada suave o Cushion blasting, recientemente ha incrementado sus posibilidades con el desarrollo de nuevas técnicas como la de ADP (Air deck presplitting) y la de cargas especiales de baja densidad tipo Examon–R o ANFO combinado con prills de polietileno, aunque en este caso se presentan problemas de segregación en el carguío neumático por diferencias de densidad. También se considera dentro de esta técnica a la “perforación en línea” (Line drilling) o control de fractura límite, en la que una fila de taladros de pequeño diámetro, estrechamente espaciados y sin carga explosiva crean un plano de debilidad que producirá el corte como efecto de la voladura principal. El plano actuará como una cortina que limita el paso de las ondas explosivas hacia atrás. Existen numerosos arreglos de taladro para obtener cargas reducidas o desacopladas, para taladros en superficie y en subterráneo, como los siguientes:
ESQUEMAS DE CARGA PARA VOLADURA CONTROLADA Y AMORTIGUADA EN BANCOS
(a) (b)
(∅ = 50 a 75 mm)
(∅ = 100 mm)
(c)
(∅ = 150 mm)
(d)
(∅ = 250 a 300 mm)
(e) (f)
1
2
3
4
5
6
2
3
4 6
7 7
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Del Gráfico:
Taladros de superficie:
a. Cordón detonante y cartuchos de dinamita o emulsión en rosario.
b. Cartucho especial tipo Exsacorte con cebo de dinamita al
fondo, detonador eléctrico o nonel. c. Cartuchos de dinamita alojados en un tubo plástico
cortado longitudinalmente (media caña) iniciados con cordón detonante axial.
d. Boosters de APD o dinamita con iniciación central, con cordón detonante pasante (puede estar forrado con tubo de cartón o plástico para mayor rigidez.
e. Carga desacoplada en tubo rígido: (1) Tubo plástico
rígido; (2) Cordón detonante; (3) Cebos intermedios. f. Cargas espaciadas con aire mediante separadores de
madera, iniciadas con cordón detonante y cebos individuales: (7) detalle del espaciador de madera con huecos para pasar el cordón detonante.
Del Gráfico: Voladura amortiguada a. Taladro con carga convencional, con explosivo de baja
energía (Exadit) sin atacar, sin taco. Iniciación con detonador en la boca o al fondo.
b. Taladro con cartuchos espaciados con separadores
inertes o aire libre, con cordón detonante axial. Voladura controlada c. Cartuchos convencionales fijados a distancias
determinadas sobre media caña de tubo de plástico. Diámetro del cartucho de 22 a 38 mm y diámetro del taladro 50 a 75 mm como ejemplo.
d. Taladro con explosivo especial para voladura controlada (Exsacorte), en tubos rígidos de plástico para acoplamiento linear, centrados en el taladro de mayor diámetro mediante plumas o rosetas. Iniciación del cebo con detonador eléctrico o de tipo nonel, con taco inerte de sello, diámetro del explosivo 22 mm y del taladro 38 a 51 mm, como ejemplo.
e. Taladro con Examon o Solanfo, con cordón detonante de
bajo gramaje axial en toda la columna, amarrado al cartucho cebo e iniciado con detonador, el cordón detonante por su mayor velocidad de detonación deflagrará una parte del explosivo granular antes que éste detone totalmente a su velocidad régimen, reduciendo así la carga y el efecto de impacto, sin afectar al confinamiento original.
TALADROS DE SUBTERRANEOESQUEMAS DE CARGA PARA VOLADURA CONTROLADA
Velocidad: 7 000 m/s Velocidad (Examon): 3 000 m/s Velocidad Cebo (dinamita) 4 000 m/s
Carga de columna con Examon–P o Solanfo Detonador eléctrico o no eléctrico con velocidad ± 2 000 m/s
Cordón detonante (3 g/m)
a)
b)
c)
d)
e)
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Como alternativa de estos esquemas, en algunos casos se emplea cordón detonante de alto gramaje (60, 80, 120, etc.) sólo, como carga linear. VOLADURA AMORTIGUADA CON CARGAS DE BAJA DENSIDAD En voladuras de contorno de gran diámetro en superficie, el desacoplamiento del ANFO se consigue colocándolo en mangas o tubos de plástico, de menor diámetro que el taladro, o distribuyéndolo en cargas espaciadas mediante separadores especiales de madera u otro material, lo que resulta costoso, por lo que prefiere bajar la densidad del explosivo, mediante tres procedimientos: 1. Reduciendo el contenido de petróleo a menos del 6% (si
un ANFO 94/6 desarrolla 3 780 J/g, uno con (98,5)/(1,5) sólo desarrollará 2 293 J/g).
2. Diluyéndolo con cloruro de sodio, hasta un máximo del
20%. La sal reduce la energía y actúa como refrigerante, con lo que disminuye la velocidad de detonación y el calor de explosión. 3. Mezclando el ANFO con bolitas de poliestireno expandido
de 0,5 a 3 mm (tecnoport), técnica que está ganando difusión con la denominación de ANFOPS.
Con su densidad de 0,03 kg/dm3, como diluyente en una proporción de hasta 80% de mezcla, se consigue concentraciones de energía y densidades por metro de sólo un 10% de las que corresponden al ANFO convencional, aunque existen dificultades de segregación por densidades dentro del taladro en carguío neumático de pequeño diámetro. Ejemplo de cálculo para la aplicación de precorte Se requiere calcular el espaciado entre taladros para un precorte, con diámetro de 64 mm y con explosivo especial entubado, de 19 mm de diámetro, 4 000 m/s de velocidad de detonación y 1,1 g/m3 de densidad. La roca tiene una resistencia in situ a la tracción de 17,2 MPa y a la compresión de 275 MPa respectivamente (valores obtenidos de tablas petrográficas, o determinados por un laboratorio de mecánica de rocas). 1. Presión de taladro (Pt): Pt = 228 x 10-6 x ρ x (VOD)2 = 2 134 MPa (1 + (0,8 x ρ)) Donde: ρ : densidad del explosivo. VOD : velocidad de detonación del explosivo 2. Presión de taladro efectiva: Pt = 2 134 x (19)0,42 = 2 134 x 0,054 64 Pt = = 115,7 MPa Valor menor a la resistencia a compresión de la roca por lo que ésta configuración de cargas es válida.
3. Espaciamiento (E): E = 64 x (115,7 + 17,2) = 494,5 mm = 0,5 m 17,2 Luego el espaciamiento de partida será 0,5 m. Para determinar el espaciamiento entre taladros también, suele aplicarse la siguiente ecuación:
E = 2 x r x (Pb - Rt) Donde: E : espaciamiento de los taladros, en pulgadas. r : radio del taladro, en pulgadas. Pb : presión en el taladro por la carga explosiva, en
psi. Rt : resistencia a la tracción dinámica de la roca, en
psi. VOLADURA CONTROLADA EN SUPERFICIE – BANCOS El principio de la detonación simultánea de taladros alineados y estrechamente separados se aplica también en voladuras de superficie, obtener paredes lisas en taludes de carretera, límite final de bancos en tajos abiertos y obras de cimentación o de drenaje; conociéndose tres métodos principales: A. Perforación en línea (Line drilling, Fracture control
blasting) Una hilera de taladros de pequeño diámetro normalmente sin carga explosiva, estrechamente espaciados, crean un plano de debilidad. El corte se produce como efecto de la voladura principal. Ventajas Se considera adecuado para controlar el exceso de fracturas de la voladura (Over break). Brinda caras lisas y limpias con mínimo uso de explosivo. Desventajas La perforación es cara y tediosa. Brinda mejor resultado en roca homogénea y competente.
PERFORACION EN LINEA
E
(3/4) E
E = (2 a 3) x ∅
(c) (b) (a)
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Del gráfico: a. Carga normal b. Carga 50% de la normal c. Sin carga B. Voladura amortiguada (Voladura suave, Cushion
blasting) Una hilera de taladros alternadamente grandes y pequeños con carga explosiva liviana sólo en los grandes, o una de taladros de igual diámetro con cargas alternas de cartuchos delgados contiguos, disparada después de la voladura principal; produce el recorte del límite final de la voladura principal. Ver alternativas (1) y (2).
Ventajas - Generalmente mejor para roca de mala calidad de
voladura. - Reduce fracturas y tensiones en la pared terminada. - Requiere menos taladros que la perforación en línea.
Desventajas - Requiere mover el equipo dos veces (para la voladura
principal y para la de recorte). - No es práctica para cortar esquinas en ángulo recto sin
recorte. - A menudo es más costosa que el precorte. - Con taladros de distinto diámetro requiere diferentes
barrenos y brocas. C. Voladura de precorte (Prespliting) Una hilera de taladros del mismo diámetro, con espacio entre 0,5 y 0,8 veces del burden normal. Todos con carga explosiva linear o amortiguada, disparada preferentemente antes de la voladura principal o simultáneamente con ella. Prepara la cara lisa límite de voladura. Ventajas - Costos de perforación generalmente más bajos que la
perforación en línea. - Elimina movimiento de equipo por segunda vez. - Puede ser disparada días antes que la voladura principal y
la perforación puede requerir desbroce preliminar. Desventajas - Los resultados no pueden ser apreciados hasta después
de la excavación de la voladura principal. - No se aprovecha la energía de la voladura principal y la
perforación puede requerir desbroce preliminar.
Descripción del diagrama a. Taladro de producción, carga normal. b. Taladro de penúltima fila, carga explosiva menor (50 a
70% carga normal), burden y espaciamiento entre taladros más ajustados.
VOLADURA AMORTIGUADA
E
(1/2) x E
B
(1) (2)
VOLADURA AMORTIGUADA
VOLADURA AMORTIGUADA
Al salir la excavación de la voladura principal, la carga amortiguada sólo tendrá que desplazar a una angosta faja de roca remanente, lo que permite limitar el corte hasta la línea de taladros solamente.
Línea de corte
Voladura principal Línea de avance
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c. Taladro de precorte, con disparo anterior al disparo principal de producción, carga de fondo 2 a 3 veces la de la columna. Toda la línea de taladros de precorte se dispara simultáneamente.
Obras viales Limitación de amplitud o avance de una voladura primaria mediante precorte con disparo: Voladura de precorte Todos los taladros, en este caso, son del mismo diámetro y todos se cargan. Los taladros son detonados antes de que se vuele cualquier área de excavación principal adyacente. El principio aquí es que cuando dos cargas son detonadas simultáneamente en dos taladros adyacentes, la colisión de las ondas de choque causa fractura y zona de falla entre taladros, que la voladura primaria subsecuente puede romper lisamente. Como ejemplo mostramos un corte de zanja para carretera, con dos paredes laterales lisas obtenidas con precorte, las que de antemano limitan el ancho total del corte. Precorte sin disparo – perforación en línea Una hilera de taladros de pequeño diámetro espaciados estrechamente crea un plano de debilidad. Normalmente los taladros no son cargados, pero el corte tiene lugar de acuerdo a dicha línea, con la voladura principal. La pared formada será bastante estable además de lisa, por no haber sufrido maltrato al no tener carga explosiva los taladros. El corte lo hace la misma voladura principal.
EJEMPLO DE CARGUIO DE TALADROS EN SUPERFICIE
∅ de taladro = 203 mm (8”)
Taco inerte (2 a 3 m)
Tapón de retén Espacio de 1,0 m
Carga de columna
18 m
Taco inerte
Tapón de retén
Carga de fondo: 60 kg de emulsión o slurry (por ejemplo)
Carga de columna: emulsión o slurry en manga de menor diámetro (Ejemplo: 65 mm ∅ x 10 m) Carga de columna
Taco inerte (3 m)
Air plug Columna de aire (Sistema Air deck)
Carga de fondo: Emulsión (70 a 100 kg)
A. Con cargas B. Con carga desacoplada C. Con carga de fondo equiespaciadas espaciada y aire (Air deck)
Cordón detonante Cordón detonante Cordón detonante
VOLADURA EN OBRAS VIALES
Avance de la voladura principal
Perf
orac
ión
avan
zada
pa
ra e
l pre
cort
e Pr
ecor
te d
ispa
rado
Zona excavada
Límite Límite
1/3 B
B
B
E
E = (3 x ∅)
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230
VOLADURA ADP (AIR DECK PRESPLITTING O AIR SHOCK BLASTING) Principio Método de voladura que emplea espacios de aire en lugar de las cargas explosivas desacopladas de los taladros de precorte. Consiste en colocar al fondo de los taladros pequeñas cargas de explosivo (carga de fondo) y por encima de ellas se deja una columna de aire (carga de columna) hasta el taco inerte de sello. Los taladros se alinean, separan y disparan en la forma
establecida para voladura controlada, con resultados comparables a los del precorte convencional pero con menor consumo de explosivo. Las ondas generadas en el taladro se expanden en la roca creando un plano de corte. El problema más serio es poder mantener el taco o sello de detritos de perforación en su sitio, sin que caiga dentro del taladro, lo que se logra mediante un tapón inflable, que es prácticamente una bolsa plástica patentada con el nombre de Power Plug. También hay tapones de espuma expansible.
VOLADURA CONTROLADA EN SUPERFICIEBANCOS
Ejemplo de malla para limitar la proyección de piedras volantes y el efecto de vibración para una excavación en área de población cerca de instalaciones a proteger Empleo combinado de los principios de la voladura controlada para mantener los límites de la voladura (precorte), cargas explosivas reducidas para amortiguar la onda y reducir la proyección del material, secuencia temporizada de retardos para disminuir la vibración, usualmente se retarda la salida entre taladros entre 8 y 10 ms, se complementa el sistema cubriendo el área a volar con una malla pesada para voladura (Blasting mat) o con sacos de arena, para evitar la proyección de fragmentos de superficie.
Vista de planta: Disparo por tramos pequeños Ejemplo: 2,40 x 12 x 3 m = 90 m3
(Línea opcional, sin carga)
18 17 16 15 14 13 12 11 10 9 8 8 9 17 16 15 14 13 12 11 10 9 8 7 7 8
16 15 14 13 12 11 10 9 8 7 6 6 7
Prec
orte
(Lin
e dr
illin
g)
∅ =
51
mm
E
= 0,
51 m
2,40
m
bCresta
Frente
Piso Espaciado normal Espaciado
menor
Casa
Piso 2 x B max.
2 x B max.
Material suelto para protección
A
A´
Retardo al fondo
Vista en corte A – A´:
Carga: 1,3 x B max
A´ Manta (rubber mat) A Prec
orte
B max.
CAPITULO 11
231
Primero la carga explosiva 15 a 20 kg de slurry o emulsión (0,39 a 0,59 kg por m2 de área de precorte), se coloca cebada al fondo del taladro, usualmente de 6", 7 7/8" ó 9 7/8" de diámetro. Luego se introduce el tapón inflable por la boca del taladro hasta una profundidad en pies de 1,0 a 1,2 veces el diámetro del taladro en pulgadas, inflándolo con aire comprimido (7 psi) hasta que selle el hueco, el cual se cubre finalmente con detritos de perforación, y se procede a disparar. La carga específica en general, válida para taladros con diámetros entre 1 1/2" y 12 1/4" (38 a 310 mm) es de 400 g de explosivo por cada m2 de área del plano ubicado entre dos taladros aún sin taco. En terreno poco competente se puede emplear Examon o ANFO Pesado Slurrex-AP. El tipo de roca y sus condiciones son muy importantes para un buen resultado, en roca muy fisurada o suelta generalmente no funciona. Al momento, ésta se está empleando en un número importante de tajos cupríferos y minas de carbón superficiales en Norteamérica. Como información transferimos algunos parámetros de perforación.
El espaciamiento entre taladros en pies deberá ser de 1,5 a 2 veces el diámetro en pulgadas, la longitud del taco en pies debería ser de 1,0 a 1,2 veces el diámetro del taladro en pulgadas mientras que la distancia hacia el más cercano al taladro de producción en pies equivaldrá al diámetro en pulgadas.
Este método en condiciones adecuadas de aplicación proporciona ventajas como: - Mejor estabilidad de los taludes finales a menor costo. Los
taladros del precorte se perforan con las mismas máquinas perforadoras con que se perforan los taladros de producción.
ESQUEMA DE LA TECNICA DE AIR DECK PARA VOLADURA CONTROLADA
Ejemplo: Taladros de 254 mm de diámetro por 15 m, espaciados a 5,50 m; longitud de taco de 3,50 m. Carga de fondo de 1,20 m (Slurrex o Slurrex-AP); factor de carga reducida 0,39 a 0,57 kg/m3 del área de recorte (iniciador Booster APD)
15 a 30 m
Sello: 2 a 4 m
Bolsa inflable Power plug (presión de inflado = 7 psi) Columna de aire sin carga (Air deck) Explosivo denso 1,5 a 5 m
Cebo (booster)
Taco inerte (detritos)
Bolsa inflable
Detonación
Retensión de la onda por
el taco
Efecto de la onda de
choque en el aire
(shock)
Explosión rotura al
fondo
Efecto de corte de media caña
1 2 3 4 Colocación de cebo Carga de fondo Sellado y disparo Resultado
POWER PLUG DESPUES DE SER INFLADA
POWER PLUG ANTES DE SER INFLADA
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- Se sustituye el uso de voladura de precorte convencional en decks redundando en menores costos de explosivos con menores tiempos de carguío. Se hace factible reducir los costos de perforación debido al incremento en el espaciamiento entre los taladros de la fila del precorte.
- Aparte de aplicarse como precorte para limitar y estabilizar
taludes en bancos, también se emplea para el control de proyecciones, para voladura Rip-rap, en voladura para piedra dimensionada, para el control de vibraciones, para
drenaje de taladros (dewatering), para separar mineral-desmonte en bancos irregulares y también para voladura perfilada en túneles (smooth blasting).
Nota: En algunos casos, esta técnica de carga con columna de aire puede también ser aplicada a taladros de pequeño diámetro en voladuras periféricas o de contorno en tunelería.
PARAMETROS DE TALADROS PARA VOLADURA AIR DECK
Filas 1 y 2 : producción Fila 3 : amortiguada Fila 4 : controlada por Air deck Donde: ∅ de taladro : diámetro (en pulgadas) E : (1,5 a 2,0) x ∅ (en pies) B : burden normal (en pies)AB : (0,5 x B) (en pies) BB : (0,5 a 0,7) x B (en pies
4 3 2 1
E
AB
BB B
Frente
EJEMPLOS DE ALTERNATIVAS DE CARGA DE TALADROS CON EL METODO AIR DECK, SEGÚN REQUERIMIENTO DEL TRABAJO Y CONDICIONES DE LA ROCA
1. Carga Air deck convencional. 2. carga Air deck desacoplada (explosivo ANFO o emulsión en tubo de cartón de menor diámetro que
el taladro, al fondo). 3. Carga Air deck desacoplada (porción de ANFO o emulsión al fondo del taladro en manga plástica
de menor diámetro que el taladro, suspendida y tensada. 4. Air deck con cargas múltiples pequeñas de ANFO o emulsión igualmente espaciadas a lo largo del
taladro. 5. Air deck con cargas de igual diámetro que el taladro, espaciadas o suspendidas con los tapones
inflables Air plug.
1 2 3 4 5
Taco (detritos)
Air plug Columna de aire Carga de fondo
Tubo de cartón o plástico rígido
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EJEMPLOS DE APLICACIÓN DE CARGA DE COLUMNAS AIR DECK
Reducción de finos con Air deck Carga mínima al piso = Burden + sobreperforación Altura del Air deck, no debe exceder de 1,25 x ∅ (diámetro de taladro) Todas las cargas separadas por el Air deck deben ser disparadas al mismo tiempo.
Taco
ANFO
Plog
Air deck
Carga
Power Plog
PARAMETROS DE TALADROS PARA VOLADURA AIR DECK
E
E
PP PP PP
H
A
PP : tapón (power plug) E : espaciamiento entre taladros Air deck H : altura del banco A : área del plano de corte con taladro
a : carga de producción (normal) b : carga amortiguada c : carga de recorte SP : sobreperforación T : taco TR : taco de recorte
T
a
TR
b
c
SP
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234
VOLADURAS CONTROLADAS ESPECIALES a. Extracción de bloques de rocas ornamentales Para rocas como granito, mármol y caliza marmórea, en forma definida, como placas y bloques. Es difícil dar recomendaciones generales de diseño pues son muchas las clases de roca y las técnicas de explotación, pero puede seguirse los siguientes parámetros: - Diámetro de perforación entre 25 y 40 mm.
- Espaciamiento, en el caso más frecuente es entre 4 y 8 Ø, pero puede aplicarse la fórmula de Berta:
E = (2 x PE x ρ x (Øc)2) + Øt
(Rt x Øt) Donde: PE : presión específica, en Mpa. ρ : densidad del explosivo, en g/cm3. Øc : diámetro de la carga de explosivo, en mm. Øt : diámetro del taladro, en mm. Rt : resistencia a la tracción de la roca, en Mpa.
EJEMPLOS DE APLICACIÓN DE CARGA DE COLUMNAS AIR DECK
Rip – rap con Air deck - Burden Air deck: B = (1,3 a 2,9) x ∅ (taladro) - Espaciado Air deck: E = (0,7 a 0,8) x B - Factor de carga: FC = 6 a 9 t/libras de
explosivo - Disparar sólo una fila de taladros
simultáneamente - Iniciar tantos taladros adyacentes como sea
prudente en base a control sísmico y de vibraciones
- Romper el piso con una carga suficiente, usando múltiples Air decks si fuera necesario
Taco
Power plog
Air deck
Carga
Piso
Taco
Power plog
Air deck
Carga
1
2
Control de proyecciones con Air deck - El tope de Air deck debe ser de 1 a 2
diámetros en pies - Sobre el sector de burden reducido (1) El fondo del Air deck debe ser de 1 a 2 diámetros en pies por debajo del sector de burden reducido (oquedad) (2)
HD
Taco
Power plog Air deck Carga
Piedra dimensionada con Air deck D : diámetro del taladro E : espaciamiento HD : profundidad SW : peso de explosivo (cartuchos, carga
desacoplada) A : área del taladro Carga de taladro : Q (lb) = (0,015 a 0,020) x ATaco del air deck: (5 a 10) x D Número de cartuchos: (Carga /peso de cartucho)
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Explosivos Se emplea explosivos de baja velocidad de detonación y gran volumen de gases. También cargas preparadas en tubos plásticos acoplables. Consumos específicos Varían ampliamente de acuerdo al tipo de roca y clase de explosivo. Los valores más comunes son, por unidad de superficie cortada, de: 80 a 150 g/m2 en los granitos, de 40 a 80 g/m2 en los mármoles y de 30 a 60 g/m2 en las calizas marmóreas.
Las columnas de explosivo deben ser continuas y desacopladas, con una cámara anular de aire, aunque en roca dura es una ventaja rellenarla con agua para aumentar la energía transferida a la roca y evitar el ennegrecimiento de las superficies de corte por los humos de la explosión. Aunque el retardo es necesario para aprovechar el empuje de los gases. La iniciación debe ser preferentemente instantánea para todos los taladros, mediante cordón detonante.
Para evitar el astillamiento o fracturación de las esquinas de los bloques es conveniente emplear taladros-guía vacíos en la proximidad de las intersecciones de los planos de corte. En los taladros verticales no hay sobreperforación.
b. Voladuras para pedronería o escollera En obras de ingeniería, como la construcción de diques, rompeolas y represas enrocadas, se necesitan materiales con dimensiones muy específicas, denominándose escollera a la de mayor tamaño. Producir bloques de gran tamaño difiere del banqueo convencional. Se debe conseguir un corte adecuado a nivel del piso y un despegue limpio a lo largo del plano que forman los taladros, con un agrietamiento mínimo de la roca por delante de dicho plano. Es importante conocer los sistemas de fisuras o diaclasas de la roca in situ para aprovechar estos planos de debilidad a favor de facilitar la rotura. Los parámetros para escollera son: - Altura de banco la mayor posible, usualmente 15 a 20 m. - Diámetros de perforación entre 75 y 115 mm. - Inclinación de taladros entre 5 y 10°. - Sobreperforación: SP = 10 Ø. - Longitud de carga de fondo 55 Ø, con explosivos de
elevada densidad de carga. - Relación entre el burden y espaciamiento:
B/E = 1,4 a 1,7
En ocasiones hasta sobre 2. - Consumo específico en la zona de carga de fondo en
función de la resistencia a compresión simple (Rc) de la roca:
> 650 g/m3 para Rc > 100 MPa < 500 g/m3 para Rc < 100 MPa
- Taco intermedio del orden de 1 m entre la carga del fondo
y la de columna. - Densidad de carga en el plano de corte:
500 g/m3 para Rc > 100 MPa 250 g/m3 para Rc < 100 MPa
- Carga de columna desacoplada, con una relación entre el
diámetro de taladro y el diámetro de carga alrededor de 2. - Retacado, con una longitud de 15 Ø. - Secuencia de encendido instantáneo en toda la fila de
taladros. c. Voladura de rocas porosas Rocas porosas por ejemplo: pumitas, tufos volcánicos, etc. En este tipo de roca la energía de tensión de la onda de choque es fuertemente amortiguada por absorción, realizándose prácticamente todo el trabajo de ruptura mediante la energía de los gases de detonación en expansión (denominada también energía de burbuja, Eb). Los explosivos adecuados para estas condiciones deberán tener baja densidad y velocidad de detonación, ejemplo: Exadit, Examon, ANFO. En estos casos es necesario retener a los gases en expansión dentro del taladro por el mayor tiempo posible, lo que puede lograrse mediante:
VOLADURA CONTROLADA ESPECIAL(Solución)
Taladros sin carga
VOLADURA CONTROLADA ESPECIAL(Problema)
Agrietamiento y rotura de la roca
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1. Taco adecuado: debe controlarse la longitud del taco inerte de sello y el tipo de material que lo forma; cuanto más plástico mejor.
2. Burden y espaciado correctamente dimensionados,
posiblemente se requerirá tiros de tanteo previos para optimizarlos.
3. Cebado al fondo de los taladros. 4. Desacoplamiento de la carga explosiva o adición de
materiales inertes ligeros como poliuretano (tecnoport en bolitas, ANFOPS), para reducir la presión de taladro.
5. Disparo con secuencias largas (long delays) si fuera
necesario.
PESO DEL BLOQUE DE ROCA (kg)
RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (< 100 MPa)
RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (> 100 MPa)
> 3 000 30 50 De 1 000 a 3 000 20 25
De 50 a 200 25 25 Finos 25 10
d. Voladura de rocas plásticas El mayor empleo de explosivos de modo convencional se realiza para fragmentar rocas friables, quebradizas, como andesita, granito, caliza, etc, pero cuando se trata de volar materiales plásticos o elásticos, como por ejemplo algunos lodos consolidados, arcillas arenaceas, lutitas, arguillitas, pizarra suave o caolín; algunos minerales industriales como anhidrita (yeso), lalita (sal gema) y permafrost (suelo permanente helado) se requiere diferente método. En la voladura convencional, la roca situada alrededor del punto de disparo es pulverizada, fisurada y debilitada por fuerzas compresivas inducidas por la detonación del explosivo de alta velocidad, que la preparan para la siguiente fase de rompimiento mediante efectos de tensión, procedentes desde la cara libre, apoyados por la presión de gases. Por el contrario, los materiales plásticos se compactan y refuerzan alrededor del punto de disparo cuando se emplea explosivos de alta velocidad. El rompimiento por tensión es relativamente inefectivo, a menos que la zona de compactación pueda ser rota primero por efectos de corte o cizalla, lo que podría requerir mayor energía explosiva. En estas condiciones es preferible también utilizar explosivos de bajo brisance o cargas desacopladas, para disminuir el efecto inicial de compactación.
En la explotación de minerales industriales como sal, yeso, caolín y similares, el problema se alivia haciendo previamente un corte de arranque al piso (Kerf o Undercut, utilizando por ejemplo una cortadora mecánica), antes de efectuar el disparo. VOLADURA CONTROLADA EN TRABAJOS SUBTERRÁNEOS La voladura convencional en túneles y otros trabajos de subsuelo, además de dejar perfiles irregulares según el sistema de diaclasamiento de la roca, normalmente afecta a la estructura remanente a profundidades que pueden llegar hasta 2 m maltratándola y debilitándola según su tipo y condición, lo que puede tener con- secuencias de inestabilidad o desprendimiento con el tiempo. Este maltrato es mayor cuando se dispara con cargas excesivas, o cuando no se mantiene una adecuada secuencia de encendidos y los taladros salen casi simultáneamente. En obras de ingeniería de cierta consideración, como los túneles de irrigación o de hidroeléctricas, que deben ser estables y que usualmente se cementan, el perfil periférico irregular es inconveniente, debiendo ejecutarse adecuadamente para obtener una pared final de superficie lisa. Para evitar este maltrato y obtener paredes de corte liso se emplean métodos de voladura periférica controlada.
VOLADURA PARA ESCOLLERA (RIP – RAP)
∅ taladro : 75 a 115 mm B/E : 1,4 a 1,7 m
Piso
Sobre perforación = (10 x ∅)
H (15 a 20 m)
Taco superior = (15 x ∅) Carga de columna Taco intermedio (1 m) Carga de fondo = (55 x ∅)
B
B E
Ángulo de inclinación de taladro de 5 a 10°
CAPITULO 11
237
Condiciones necesarias para la voladura controlada en subsuelo Aplicables al acabado de túneles, cámaras y excavaciones para cimientos de máquinas y obras civiles. a. Perforación - El diámetro de los taladros de contorno normalmente es
igual a los de producción. - La precisión de la perforación es fundamental, debe
mantenerse el alineamiento y paralelismo de los taladros de acuerdo al diseño del corte a realizar, para mantener un burden constante en toda la longitud del avance, de otro modo no se formará el plano de corte. Un mal emboquillado o desviaciones resultarán en sobrerotura o salientes de roca, así, desviaciones mayores de 0,10 a 0,15 m. al fondo pueden deformar el corte o dar lugar a tacos quedados (Bootlegs).
- El espaciamiento entre taladros debe ser menor que el de voladura convencional, la relación espacio/burden baja de E = 1,3B normal a E = (0,5 ó 0,8)B. En la práctica, para voladura amortiguada, esta distancia se estima entre 15 a 16 veces el diámetro y el burden de 1,2 a 1,5 veces el espaciamiento, mientras que para precorte el espaciado será de 8 a 12 veces el diámetro, considerándose el burden infinito. Así en la práctica son esenciales espaciamientos entre 0,3 y 0,6 m.
b. Carga Se requiere baja densidad de carga explosiva, lo que se obtiene con: - Explosivos especiales de baja energía y velocidad,
usualmente en cartuchos de pequeño diámetro, como el Exsacorte de 22 mm, que produce unos 1,000 bares de presión, mientras que uno convencional puede llegar a 30.000 bar.
EFECTOS DEL DIACLASAMIENTO DE LA ROCA EN LA VOLADURA CONVENCIONAL DE TUNELES Y GALERIAS DE MINAS
Ejemplos:
Fisuramiento laminar Fisuramiento cúbico
Fisuramiento cuneiforme Estratificación plana
Resultados: 1. Fisuramiento laminar : Corte irregular, con presión lateral 2. Fisuramiento cúbico : La fracturación tiende a formar pedrones, corte estable 3. Fisuramiento cuneiforme : Pérdida de energía por las fisuras, desprendimiento de cuñas de roca 4. Estratificación plana : Desprendimiento de planchones
CAPITULO 11
238
- La carga de columna debe ser desacoplada (no atacada), normalmente de sólo 0,5 veces el diámetro del taladro (relación 2:1) para poder formar un anillo de aire alrededor del explosivo que amortigüe el efecto de impacto al absorber parte de la energía de la explosión y debe distribuirse a todo lo largo del taladro (esto se facilita por ejemplo con los cartuchos largos de Exsacorte que cuentan con plumas centradoras plásticas).
La densidad de carga normalmente fluctúa entre 0,18 y 0,37 kg/m, para este caso, según el tipo de roca varía entre 0,08 y 0,22 kg/m. Si es necesario para amortiguar la onda y facilitar la formación del plano de corte, se puede intercalar taladros vacíos de guía entre los taladros cargados.
VOLADURA CONTROLADA EN SUBSUELO
Efectos de la voladura en la roca remanente de un túnel o tajeo: En la voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente como se aprecia en los gráficos, en los que también se aprecia la reducción de este efecto con la voladura controlada.
Grado de afectación con voladura convencional
Grado de afectación
con voladura controlada
Daños
Alzas
Cuadradores
± 1,5 m
± 0,20 a 0,50 m
Periferia
Zona afectada
Cuadradores
Arranque
Ayudas Suma de los efectos de impacto de todos los taladros
sobre la corona o periferia
Techo debilitado propenso a desprendimiento de rocas Techo estable
Línea límite de pago Agrietamiento por efecto de la voladura convencional
Sobre excavación (no pagable)
Agrietamiento limitado resultante de voladura controlada en el mismo tipo de roca
CAPITULO 11
239
c. Carga de fondo Todo método de carguío requiere una carga de fondo de alta velocidad con factor de acoplamiento cercano al 100% (ejemplo uno o dos cartuchos convencionales de dinamita), para asegurar el arranque de la carga reducida de columna y evitar la formación de tacos quedados al fondo. Es también necesario sellar los taladros con taco inerte (steming) para contener los gases y para evitar que la columna desacoplada sea eyectada del taladro al detonar el cebo (o succionada por la descompresión subsiguiente a la voladura previa del disparo principal). d. Disparo El disparo de todos los taladros del corte periférico debe ser simultáneo, o máximo en dos o tres etapas de retardo muy cercanas (si el perímetro a cortar es grande), de lo contrario el plano de corte puede no formarse completamente. Esto puede asegurarse con una línea troncal de encendido independiente. Debe tomarse en cuenta que la velocidad pico de partícula generada por el disparo puede llegar a causar excesivo daño a la roca remanente, efecto que se puede reducir manteniéndola por debajo de los 700 a 1.000 mm/s. Esta velocidad se puede estimar con la siguiente fórmula empírica:
VPP = Ce d x b
Donde: VPP : velocidad pico de partícula, en m/s.
Ce : carga explosiva en caja, en kg. d : distancia radial desde el punto de detonación,
en m. b : constante que depende de las propiedades
estructurales y elásticas de la roca, y que varía de lugar a lugar.
Los medios usuales disponibles para carga controlada en pequeño diámetro son: 1. Tubos plásticos rígidos con carga interior de dinamita de
baja velocidad y presión, acoplables para formar columnas de longitud requerida, con plumas centradoras para desacoplar la carga; ejemplo: Exsacorte de 22 mm de diámetro por 710 mm de longitud.
2. Cartuchos convencionales de dinamita espaciados entre
sí a una distancia equivalente a la longitud de un cartucho (0,20 m), iniciados axialmente con cordón detonante de bajo gramaje (3 g/m).
3. Agentes de voladura de baja densidad, normalmente
granulares con componentes diluyentes reducidores de energía como polietileno expandido, aserrín, ceniza y otros. Tienen como inconveniente que pueden segregarse gravimétricamente y generan gases tóxicos.
4. Sistema de carga air deck con sólo carga de fondo y taco
inerte, requiere adecuado control para asegurar resultados y la roca debe ser compatible con el método.
5. Cordón detonante de alto gramaje (60, 80, 120 g/m). Este
elemento reduce la densidad de carga linear, pero es costoso.
TIPOS DE VOLADURA CONTROLADA
Precorte
Disparo de la periferia antes que el núcleo
Recorte
Disparo del núcleo del túnel antes que la periferia
A : Fase 1 – Disparada, excavación de precorte.
B : Fase 2 – Núcleo, por salir. C : Fase 3 – Eliminación de tensiones con el
recorte efectuado.
A : Fase 1 – Núcleo disparado. B : Fase 2 – Recorte, por salir.
A
B
A
B
Burden = ∞
Burden = B
6
2
1
3
5 4
CAPITULO 11
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Ejemplo de valores propuestos para voladura controlada en túnel (Smooth blasting) típicos para roca masiva y competente.
CARGA EXPLOSIVA LINEAR Y DESACOPLADA DIAMETRO DEL TALADRO
(mm) ESPACIAMIENTO
(m) BURDEN
(m) FACTOR DE CARGA (kg/m)
DIAMETRO ESTIMADO (mm)
38 a 45 0,48 a 0,60 0,60 a 0,90 0,18 a 0,37 22 50 0,60 a 0,75 0,90 a 1,05 0,20 a 0,40 29
ESQUEMA DE VOLADURA CONTROLADA PARA TUNEL (RECORTE)
Taladros periféricos (alzas y cuadradores) Ayudas, taladros de producción y ayudas de cuadradotes Arranques Límite de corte
Avance proyectado
Esquema de carga de fondo
Esquema de carga de columna Taco Inerte Ingreso del cable o manguera del sistema de iniciación
E
B
L
ESQUEMAS DE CARGA EXPLOSIVA
Taladros de pequeño diámetro para voladura controlada
a. En taladro convencional: Acoplamiento de carga explosiva y taladro
(iguales diámetros), longitud de carga 2/3 del taladro y 1/3 de taco.
b. En taladro de voladura controlada: Desacoplamiento de carga explosiva y taladro
(menor diámetro del explosivo), longitud de carga prácticamente todo el taladro.
Esquemas de carga:
Esquema del acoplamiento de cartuchos rígidos y sus plumas centradoras (ensamble del Exsacorte)
CAPITULO 11
241
Naturalmente estos valores como los dados en el siguiente cuadro, se deberán verificar o ajustar de acuerdo a las condiciones reales de la roca y a las especificaciones del explosivo y método seleccionados.
Mallas de voladura en túneles Relación entre burden y espaciamiento (E/B) en la periferia: En voladura convencional : E = 1,3 a 1,5B En voladura controlada : E = 0,5 a 0,8B
VOLADURA CONVENCIONAL VOLADURA CONTROLADA DIAMETRO
(mm) BURDEN (m)
ESPACIAMIENTO (m)
BURDEN (m)
ESPACIAMIENTO (m)
16 0,62 0,80 0,60 0,45 22 0,87 1,13 0,85 0,70
32 a 38 1,25 1,50 0,70 0,60 51 1,80 2,30 0,90 0,70 64 2,25 2,80 1,20 0,90 76 2,50 3,10 1,40 1,10
RANGOS DE ENRGIA Y DAÑO A LA ROCA REMANENTE
DIAMETRO (mm)
TIPO DE EXPLOSIVO
CONCENTRACION LINEAR DE CARGA
(kg/m)
PRESION DE TALADRO
(bar)
AMPLITUD DEL MALTRATO CREADO
(m) 45 ANFO 1,80 30 000 1,50 a 1,80
17 a 22 Exsacorte 0,80 900 0,20 a 0,30 Evaluación de resultados del precorte Esta evaluación un tanto empírica puede hacerse de forma cuantitativa y cualitativa. La evaluación cuantitativa se basa en el cálculo del factor de cañas visibles, que es el cociente entre la longitud de las
medias cañas visibles después de la voladura y la longitud total que fue perforada. El análisis conjunto de la superficie creada, en roca que permite observar detalles, facilitará la observación de daños o fallas que puedan corregirse ajustando factores de carga y espaciado entre taladros como se muestra en el cuadro siguiente:
EVALUACION DE RESULTADOS DEL PRECORTE
RESULTADO DE LA VOLADURA
PERFIL DE EXCAVACION FALLA MOTIVO SOLUCION
Ninguna Ninguno Ninguna
Sobreexcavación general
Sobrecarga Fila anterior de taladros sobrecargados
Disminuir carga Aumentar el espaciamiento Distanciar fila anterior Aumentar tiempo de retardo entre filas de voladura primaria
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EVALUACION DE RESULTADOS DEL PRECORTE
RESULTADO DE LA VOLADURA
PERFIL DE EXCAVACION FALLA MOTIVO SOLUCION
Sobreexcavación alrededor de los taladros
La presión de taladro es superior a la resistencia dinámica a compresión de la roca
Disminuir la densidad linear de carga y aumentar el desacoplamiento
Sobreexcavación entre los taladros
Espaciamiento entre taladros demasiado pequeño
Aumentar el espaciado entre taladros
Roca sobresaliente entre los taladros
Espaciamiento excesivo entre los taladros
Reducir el espaciado entre taladros y aumentar ligeramente la carga
En cada operación podrá prepararse algún esquema patrón de comparación, de acuerdo a la finalidad del trabajo. Voladuras controladas en taladros largos en cámaras subterráneas Aquellas operaciones mineras de producción donde por su método de minado se abren profundas cámaras; por ejemplo en el método de extracción Sublevel stope, el uso de voladuras controladas en el techo y paredes es fundamental para disminuir los riesgos de inestabilidad. En cámaras abiertas profundas donde se perforan taladros largos con barras de perforación extensibles, generalmente se controla el techo de dos formas: a. Preparando previamente una cámara superior, cuyas
dimensiones de base son las del tajeo, empleando perforadoras manuales tipo Jack leg, posteriormente se explota mediante taladros largos todo el mineral entre el piso de la cámara y la base del tajeo.
b. Cortando el techo, empleando cargas ligeras de explosivo
a través de taladros perforados paralelamente, siguiendo un diseño de perforación de voladura controlada para formar el plano de límite al techo; posteriormente se explota el mineral entre el piso del tajeo y el techo cortado, de modo que el personal y equipos puedan trabajar en condiciones seguras.
Para mejorar el efecto de corte se perforan taladros intermedios de alivio, generando de esta forma mayor área libre a los
taladros a disparar y que asimismo sirven de guía para orientar el corte que limitará el techo. Carguío de cartuchos de dinamita espaciada para cortar el techo en tajeos abiertos, con perforación de taladros de alivio sin carga para mejorar el resultado del corte. Parámetros importantes para voladuras controladas. 1. Presión del taladro Es la presión ejercida por la expansión de gases de detonación en las paredes del taladro. Cuanto menor sea esta presión menor será el daño a la pared final de la voladura, esta presión es aproximadamente el 50 % de la presión de detonación del explosivo. Para lograr el efecto de corte en las voladuras controladas es necesario reducir la presión dentro del taladro desacoplado y/o espaciando las cargas explosivas dentro del mismo. La siguiente fórmula se puede usar para calcular la presión del taladro:
Pt = ρe x (VOD)2/8 Donde: Pt : presión de taladro. ρe : densidad del explosivo. VOD : velocidad de detonación del explosivo
CAPITULO 11
243
Para reducir la presión dentro del taladro, se debe desacoplar espaciar las cargas explosivas. El grado de acople de una carga explosiva esta dada por:
Cr = (C)1/2 x (Øe/Øt) Donde: Cr : relación de acoplamiento. Øe : diámetro de explosivo. Øt : diámetro de taladro.
C : porcentaje del taladro cargado con explosivo. La presión dentro del taladro de cargas explosivas desacopladas y espaciadas, será la siguiente:
Pdt = Pt x (Cr)2,4 Donde: Pt : presión de taladro. Pdt : presión dentro del taladro desacoplado.
VOLADURA CONTROLADA EN TALADROS LARGOS
Tajeo abierto con techo cortado mediante precorte Tajeo abierto con cámara superior
Perforación Voladura
Tajeo abierto con techo cortado por precorte
Perforación (precorte) Voladura
Carguío de cartuchos de dinamita espaciada para cortar el techo en tajeos abiertos, con perforación de taladros de alivio sin carga
para mejorar el resultado del corte
Altura máxima de perforación de anillos
Taladro sin carga Taladro cargado
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2. Relación de espaciamiento y burden El espaciamiento entre taladros en una voladura controlada depende del tipo de roca y diámetro de perforación. En estas voladuras por lo general se recomienda una relación burden/espaciamiento (B/E) de 1.5 a 1; en la figura siguiente se observa el burden final para los taladros perimétricos después de la voladura de producción (B). Podemos partir de la siguiente relación para calcular el espaciamiento de taladros perimetrales:
E ≤ Øt x (Ptd + Rt)/Rt
Donde: E : espaciamiento entre taladros. Øt : diámetro de taladro. Pdt : presión dentro del taladro. Rt : resistencia a la tracción de la roca. 3. Precisión en la perforación La precisión en la perforación es uno de los factores más importantes para el éxito de esta técnica, los taladros según diseño, deben perforarse paralelos y encontrarse en un mismo plano de corte.
4. Carga lineal Para taladros de contorno con diámetros de perforación entre 32 y 51 mm se recomienda la tabla adjunta.
5. Explosivos para voladura controlada - Exsacorte: en tubos plásticos acoplables. - Exadit: dinamita en cartuchos espaciados, con cordón
detonante y de bajo gramaje a lo largo del taladro y con espaciadores de madera o de caña.
- Examon: con el método llamado Trim Blasting (cordón
detonante axial de bajo gramaje a lo largo del taladro hasta el cebo. Tiene su detonador con línea independiente).
DIAMETRO DE TALADRO
(mm)
DIAMETRO DE EXPLOSIVO
(mm)
CARGA LINEAL (kg/m)
ESPACIAMIENTO (m)
BURDEN (m)
32 17 0,22 0,40 a 0,60 0,55 a 0,75 51 25 0,50 0,65 a 0,90 0,80 a 1,20
BURDEN FINAL
E
B
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