ACCESORIOS DE PERFORACIÓN

En general, los accesorios para la perforación en roca deben tener cuatro propiedades básicas a saber: rigidez, resistencia a la fatiga, dureza y resistencia al desgaste en el acero. Si bien algunas de éstas pueden ser opuestas se debe es buscar la combinación ideal de todas ellas dependiendo de las características de la perforación y de los factores económicos.

Normalmente el material utilizado en su fabricación es el acero, con un núcleo no muy duro y una superficie resistente al desgaste, endurecida mediante algún proceso siderúrgico.

Figura 5.9 Elementos básicos de un equipo barrenador

Dentro de los elementos de los equipos de barrenación se resaltan los siguientes por ser básicos en cualquier tipo de equipo independiente de su complejidad (figura 5.9).

Adaptadores de Culata

(figura 5.10). También llamados espigas, son los elementos, que fijados a la perforadora, transmiten la energía de percusión y la rotación del varillaje.

Figura 5.10 Adaptador de culata

Las propiedades mecánicas del adaptador son:

Resistencia al desgaste.

Resistencia a la fatiga.

Capacidad para soportar esfuerzos a flexión.

Adaptadores

O manguitos de acoplamiento, son los encargados de unir las varillas, una tras otra, hasta conseguir la longitud pretendida del barreno, asegurando el contacto de sus extremos y la transmisión de la energía.

Barras

(figura 5.11) Son los elementos de prolongación de la sarta de perforación y están constituidos por varillas o tubos.

Figura 5.11 Barras de extensión

La barra más adecuada se determina en función del diámetro del barreno, del tipo de roca y de las características del equipo de perforación. Su unión se practica mediante los llamados acoples o manguitos. Según su función se distinguen:

Barras guía: Se utiliza como barra en cabeza, es decir inmediatamente después de la broca, ganándose dos puntos adicionales de apoyo para el tren de varillaje, aparte de la broca apoyada en la roca.

Barras de extensión: La mayoría de las barras que se utiliza en la perforación de trabajos de superficie son de sección reducida.

Barras integrales: tienen una longitud determinada con una culata de acero forjado en una punta y una broca de acero con apliques en la otra. Vienen en diferentes longitudes. Cuando la primera barrena perfora la roca en toda su longitud se reemplaza por una de mayor longitud. Así la perforación se practica por etapas reduciéndose en cada una el diámetro de perforación con el fin de evitar atascamientos dentro del barreno. Esto implica igualmente que a mayor profundidad el diámetro es más reducido.

Se distinguen los siguientes tipos de barra integrales:

Tipo cincel: las más utilizadas. De buen rendimiento en condiciones normales de trabajo.

De insertos múltiples: para la perforación mecanizada de rocas blandas y fisuradas.

Con brocas de botones: recomendadas para perforar rocas medianamente abrasivas y de fácil penetración.

Para trabajos en canteras de rocas ornamentales.

Es oportuno aclara que en la perforación con martillo en fondo no se requiere del varillaje pues el pistón percute directamente sobre el útil de corte. En este sistema la transmisión al martillo, del empuje y la rotación, producida por la percusión sobre la broca, se hace por una tubería de acoplamiento sin necesidad de usar los manguitos de unión o acoples de unión. Los tubos son de acero tratado y ligero, con unas muescas en sus extremos para su desplazamiento.

Brocas o Bocas

Las brocas, fijadas al extremo de la última barra, realizan el trabajo de trituración. Para sistemas rotopercutivos se tienen dos clases:

Brocas de Pastillas o plaquitas: (figura 5.12).

Se utilizan principalmente en formaciones de rocas blandas, donde se puede perforar un barreno completo sin necesidad de afilado.

Figura 5.12 Brocas de perforación de plaquitas en cruz (+) y en aspa (x)

Aunque existen gran cantidad de configuraciones las más frecuentes son las de cruz (+), definen un ángulo de 90º entre los elementos de corte o plaquitas, y las de aspa (x), definen ángulos entre 75º y 105º entre insertos o plaquitas.

Este tipo de brocas se usan tan solo en condiciones especiales obteniéndose barrenos más rectos que con las brocas de botones. Presentan también menos resistencia al desgaste que éstas, menores velocidades de penetración e intervalos de afilado más frecuentes.

Brocas de botones:

Este tipo de brocas disponen de unos botones o insertos cilíndricos de carburo de tungsteno distribuidos sobre su superficie. Se fabrican en diámetros desde 50mm hasta 125mm. (figura 5.13).

Figura 5.13 Brocas de perforación de botones

Mejor usadas en la perforación por rotación, con las que se obtiene mayores velocidades de penetración que con las de plaquitas e intervalos de afilado más prolongados. Tienen aplicación en la perforación de superficie.

Brocas retráctiles (figura 5.14):

Son brocas especiales que se utilizan para la perforación en formaciones blandas o fisuradas, donde le barreno tiende a desplomarse y a hundirse, haciéndose difícil la extracción del varillaje.

Figura 5.14 Broca retráctil

Las brocas retráctiles tienen un largo cuerpo o faldón cuyo diámetro es ligeramente inferior que el de la cabeza o en su defecto unos filos de corte que permiten perforar en retroceso.

Brocas de escariar (figura 5.15):

Pueden ser de plaquitas o de botones; tienen aplicación en trabajos de perforación de túneles, para abrir los barrenos centrales de los cueles de tipo paralelo. Estas brocas se acoplan a las varillas de extensión.

Figura 5.15 Broca de escariar

ADQUISICIÓN DE EXPLOSIVOS Y BASES DE CONTRATACIÓN

El Gobierno Nacional en desarrollo del artículo 223 de la Constitución Política de Colombia del año 1991 “solo el gobierno, puede introducir y fabricar armas, municiones de guerra y explosivos. Nadie podrá poseerlas ni portarlas sin permiso de la autoridad competente”, emitió la más reciente normatividad en materia de armas, municiones y explosivos, (decreto 2535 de 1993, decreto 1809 de 1994 concepto jurídico No. 060/96 del Ministerio de Defensa Nacional; decreto 334 del 2002 del Ministerio de Defensa Nacional y resolución Indumil 081/02) derogando parcialmente los decretos 1663 de 1979 y disposición 14 del mismo año, normas sobre las cuales se habían diseñado las disposiciones de la Industria Militar, INDUMIL, en materia de servicio de supervisión y control de importaciones de armas y de sustancias explosivas.

Políticas y Requisitos

El Gobierno Nacional mediante decreto 2535 del 17 de Diciembre 1993 expidió normas sobre armas, municiones y explosivos.

El Artículo 51, referente a la venta de explosivos en su parágrafo 3º estipula: el Gobierno Nacional podrá ejercer control sobre los elementos requeridos para uso industrial, que sin serlo individualmente, en conjunto, conforman sustancias explosivas y sobre los elementos que sin serlo de manera original, mediante un proceso pueden transformarse en explosivos.

Artículo 54, el transporte de explosivos y sus accesorios deberá sujetarse a los siguientes requisitos:

Terrestre, marítimo y fluvial: Autorización de venta de explosivos y sus accesorios, permiso para el transporte de los mismos, expedida por la autoridad militar respectiva, factura de pago suministrada por la Industria Militar, solicitud escrita a la autoridad militar de la jurisdicción de la escolta respectiva, sin la cual no podrá trasladar el material, certificación de la entidad transportadora en la que se responsabilice del transporte y custodia del material, del lugar de origen hasta sus destino final.

Aéreo: Los mismos requisitos antes mencionados, además de la autorización previa de la Aeronáutica Civil, en donde en forma expresa se haga claridad del tipo de materia que autoriza transportar.

El Artículo 57, sobre la importación y exportación de armas, municiones y explosivos dispone: Solamente el Gobierno Nacional, podrá importar y exportar armas, municiones, explosivos y sus accesorios, de acuerdo con la reglamentación que expida el Gobierno Nacional, por conducto del Ministerio de Defensa Nacional.

La importación de explosivos y de las materias primas contempladas en el parágrafo 3 del artículo 51 de este decreto, podrá llevarse a cabo a solicitud de los particulares por razones de conveniencia comercial, salvo por circunstancias de defensa y seguridad nacional. La entidad gubernamental encargada de estas operaciones no podrá derivar utilidad alguna y solamente cobrará los costos de administración y manejo.

El Gobierno Nacional reglamentó el decreto 2535/93, mediante la expedición de los decretos 1809 del 03 de agosto 1994 y 334 del 28 de febrero del 2002, en sus artículos 19 y 10 respectivamente y concepto jurídico No. 060/96 del Ministerio de Defensa Nacional estipulando: para los efectos del artículo 57 del decreto 2535 de 1993 y artículo 10 del decreto 334 de 2002, el gobierno nacional a través de la Industria Militar puede importar y exportar armas, municiones y explosivos para las personas jurídicas y naturales que así lo requieran, previo cumplimiento de los siguientes requisitos:

Para personas jurídicas colombianas o extranjeras:

Formulario de Solicitud debidamente diligenciado anexando los documentos que se relacionan a continuación:

Certificado de existencia y representación legal o su equivalente internacional del importador, con una vigencia no mayor a 30 días de expedido.

Concepto favorable expedido por la autoridad militar competente de la jurisdicción de la sede principal del importador.

Acreditar debidamente a la persona responsable de la tramitación y de recibir el material o elementos solicitados.

Plan semestral de venta y empleo de sustancias o elementos requeridos.

Cuando se trate de nitrato de amonio grado I y II: resolución aprobatoria del Ministerio de Agricultura que fija cupos semestrales de importación y registro ante el ICA como importador, fabricante o distribuidor.

Fotocopia a color del formulario de registro e inscripción ante el departamento de control comercio armas, municiones y explosivos

Fotocopia del Nit y/o cédula de ciudadanía del solicitante.

El parágrafo único del artículo 10 del decreto 334/02 hace la siguiente salvedad: se prohíbe el ingreso, a las zonas francas, a las zonas de régimen aduanero especial, puerto libre de San Andrés, Providencia y Santa Catalina, al igual que la utilización del régimen de transito aduanero y de legalización de conformidad con las normas aduaneras vigentes, de las materias primas y sustancias que sin serlo individualmente explosivos, en conjunto conforman sustancias explosivas.

El artículo 2º del decreto 334/02 establece la siguiente cláusula de responsabilidad: toda persona natural o jurídica que adquiera explosivos y accesorios de voladura y/o materias primas controladas, responde por su correcta y exclusiva utilización para los fines detallados en la solicitud de compra.

El importador productor, distribuidor, transportador, comprador, se hará acreedor a las sanciones legales a que haya lugar, por uso indebido o destinación diferente que se haga de estas sustancias, igualmente a las sanciones administrativas que pueda imponer la autoridad competente.

Descripción del Procedimiento y Requisitos

En consecuencia a lo expuesto anteriormente, la industria militar determinó el procedimiento y requisitos para el servicio de supervisión y control de importaciones de armas y municiones, así como explosivos y materias primas, contempladas en el parágrafo 3 del artículo 51 del decreto 2535/93 y reglamentados en el artículo 19 del decreto 1809/94 y artículo 10 del decreto 334 del 28 de Febrero del 2002 como se ilustra a continuación.

a. Requisitos para tramitar el permiso de importación de materias primas, explosivos y accesorios de voladura para personas jurídicas colombianas o extranjeras:

Formulario de Solicitud debidamente diligenciado anexando los documentos que se relacionan a continuación:

Certificado de Existencia y representación legal o su equivalente internacional del importador, con una vigencia no mayor a 30 días de expedido.

Concepto favorable expedido por la Autoridad militar competente de la jurisdicción de la sede principal del importador.

Acreditar debidamente a la persona responsable de la tramitación y recibir el material y elementos solicitados.

Plan semestral y anual de venta y empleo de sustancias y/o elementos requeridos.

Cuando se trate de nitrato de amonio grado I y II: resolución aprobatoria del Ministerio de Agricultura (Artículo No. 20 Decreto 334/02) que fija cupos semestrales de importación y registro ante el ICA como importador, fabricante o distribuidor.

Fotocopia del Nit o de la Cédula de Ciudadanía del solicitante.

Fotocopia a color del formulario de registro e inscripción, ante el departamento control comercio armas, municiones y explosivos.

b. Procedimientos para obtener la licencia de importación. La Industria Militar a través de la subgerencia administrativa y a solicitud de la entidad particular presentará ante la dirección del Instituto Nacional de Comercio Exterior, Incomex las licencias de importación con cargo a los permisos de importación anuales otorgados por la gerencia de la industria militar y llevará un estricto control, tanto de la utilización de las licencias aprobadas como los permisos de importación anuales.

El Procedimiento se desarrollará así:

La Entidad Particular ó persona natural presenta ante la industria militar, el formulario de solicitud de licencia de importación diligenciado, firmado y sellado así:

IMPORTADOR: Industria Militar – MindefensaNIT No. 899.999.044-3DIRECCIÓN: Diagonal 40 47-75 CANTELÉFONO: 2 22 29 95PARA: nombre empresa, nit, dirección y teléfono

INDUMIL, recibe el formulario de solicitud de licencia diligenciado y procede a firmarlo. Si la solicitud requiere otros vistos buenos como requisito para aprobación, por parte del DIGECOMEX, esta es devuelta a la entidad particular para que los tramite como requisito previo a favor de la Industria Militar o procede en forma inmediata a radicar dicha solicitud en el DIGECOMEX.

Una vez aprobada la licencia de importación por el DIGECOMEX, INDUMIL mediante Oficio dará instrucciones y entregará la licencia de importación en original y dos copias para importadores de productos químicos y explosivos, en el caso de armas y municiones solo se entregará la copia del Banco de la República y fotocopia del original para que el beneficiario gestione el giro de divisas, de la licencia de importación, liquidando el porcentaje correspondiente a cobrar sobre el valor FOB de la licencia en dólares, el cual se incluye por concepto de gastos de servicio de supervisión y control a este valor se le aplicara el porcentaje del impuesto a las ventas por servicio. Este valor debe ser cancelado en la Tesorería de INDUMIL para poder recibir la licencia de importación, salvo en casos que se haya establecido procedimiento diferente.

Los porcentajes y/o valores bases para la liquidación del servicio de supervisión y control de importaciones y exportaciones son:

Para nitrocelulosa, pentaeritritol y productos químicos, grado fertilizante: se liquidará el 1% sobre el valor FOB de la licencia en dólares.

Productos químicos para consumo, producción, distribución y comercialización: se liquidará el 1% sobre valor FOB de la licencia en dólares.

Explosivos y Accesorios de Voladura: se liquidará el 3% sobre el valor FOB de la licencia en dólares.

Armas y municiones: se liquidará el 30% sobre el valor FOB de la licencia en dólares.

El valor a cobrar en pesos colombianos para el caso de los puntos anteriores, se obtendrá de aplicar al valor obtenido en dólares a la tasa representativa del mercado de la fecha de aprobación de la licencia de importación y a este resultado se le aplicará el porcentaje correspondiente del valor del impuesto a las ventas por servicios.

Suscripción de Convenios con INDUMIL

Se liquidará el porcentaje establecido en el convenio suscrito entre la Industria Militar y las diferentes firmas mineras para la operación de mezcla de agentes de voladura, sobre el valor, free out of board, FOB de la licencia en dólares.

Para calcular el valor a cobrar en pesos colombianos, se tomará la tasa representativa del mercado, de la fecha que se establezca en el Convenio y a este resultado se le aplicará el porcentaje correspondiente al impuesto sobre las ventas por servicios

El plazo para el pago será igualmente el establecido en el convenio y previa facturación por parte de la Industria Militar.

Manejo de la Importación y Gastos

Corresponderá a la Entidad Particular contratar en el exterior, conseguir el transporte y seguro para las mercancías y realizar directa o indirectamente los pagos inherentes con estas actividades.

En atención a que INDUMIL, figura como Primer Importador, para verificar el cumplimiento del reembolso de divisas, se exigirá al interesado la entrega de una fotocopia de la declaración de cambio.

Declaración de Importación

La declaración de importación será elaborada por la sociedad de intermediación aduanera o la Empresa interesada y será firmada conjuntamente con INDUMIL.

Para lo anterior, la Entidad Particular deberá informar oportunamente a INDUMIL Vía Fax 2- 22-48-89, la fecha de llegada del material, puerto de arribo, nombre de la motonave o aerolínea, licencia de importación que se está utilizando, número del pedido de Indumil, nombre de la, Sociedad intermediaria aeropuertiaria, SIA o U.A.P, dirección y Teléfono y persona a contactar en el puerto de llegada, etc.

Con esta información, la Industria Militar emitirá instrucciones para adelantar en conjunto con la SIA (Sociedad de Intermediación Aduanera) o UAP(usuario Aduanero permanente) la supervisión y control en puerto, antes de suscribir la declaración de importación, el Representante de INDUMIL verificará la información de la factura comercial; lista de empaque, conocimiento de embarque o guía aérea, etc. y la confrontará con la consignada en la declaración de importación y la licencia de importación.

Recepción y Nacionalización de la Mercancía.

Actividades como la consecución de operador portuario, coordinaciones previas con Entidades Portuarias, Navieras, Aduaneras, Transportadoras, depósitos, así como el pago de facturas por concepto de manejo de carga, utilización de instalaciones portuarias, tributos aduaneros y bodegajes, corren a cargo del consignatario de la mercancía que aparece en la licencia de importación. También estará a cargo del consignatario la entrega de la declaración de importación a la DIAN y la consecución de la autorización de levante de las mercancías, incluido el suministro de toda la información y las facilidades a la DIAN para las inspecciones documentarías y/o físicas que esa Entidad determine.

Transporte a Destino Final

Estará bajo responsabilidad de la Entidad Particular la consecución y pago del transporte para las mercancías hasta su destino final incluido el permiso de transporte y la consecución de escoltas cuando sea necesario.

Se asegurará por todos los medios que la mercancía sea transportada cumpliendo las normas de seguridad para el transporte, empaque, embalaje y manejo de material explosivo.

Manejo de Documentación

La Industria Militar mantendrá archivados adecuadamente los documentos de las diferentes operaciones y para cada una de las Entidades Particulares, actividad que se iniciará con las solicitudes de permisos de importación; fotocopias de las licencias de importación, Instrucciones de embarque, liquidación del servicio; copias de los documentos de embarque como: factura comercial; listas de empaque; conocimientos de embarque o guías aéreas; la declaración de importación y finalmente la declaración de cambio.

Para facilitar la actividad anterior, la entidad particular, una vez efectuada la nacionalización y recibida la mercancía en el destino final enviará a la INDUSTRIA MILITAR una copia del juego de documentos de embarque y la fotocopia de la Declaración de Importación con autorización de levante. Realizado el reembolso, enviará fotocopia de la respectiva declaración de cambio.

Tanto los documentos de la importación que se mencionan en los literales anteriores como los informes que se mencionan, se archivarán y mantendrán por un espacio de dos años.

Control y Seguimiento

Para asegurar la eficiencia en las diferentes etapas del Procedimiento general que se ha trazado y en especial en las etapas de permisos de importación anual; licencia de importación, etc. la Industria Militar realizara con la colaboración de la Entidad Particular un seguimiento permanente del desarrollo de las citadas etapas y preparará y mantendrá actualizados los Informes sobre el particular.

Registro y control estadístico

La Industria Militar llevará un registro y control permanente de los siguientes aspectos:

Estado de utilización de los permisos de importación anual.

Control estadístico de la supervisión y control de importaciones.

Estado de utilización de las licencias de importación.

Ingresos por servicio de supervisión y control.

Estado de las declaraciones de importación.

Las demás que se consideren importantes para el adecuado manejo estadístico de las operaciones de importación que se generen en desarrollo del presente Procedimiento.

CRITERIOS DE SELECCIÓN DEL EQUIPO DE PERFORACIÓN

Los criterios básicos de selección de un equipo o técnica de perforación son:

Necesidades de producción

Los ritmos de la excavación son determinados por el volumen de roca a mover y el plazo o el término de tiempo que se tienen para efectuar dicha remoción. Una aproximación a la capacidad de producción se puede estimar a partir del diámetro del barreno y de la altura del banco.

Parámetros básicos de perforación

Estos parámetros deben valorarse en forma conjunta.

Altura de banco:

El rango de profundidades de perforación comprendida entre los 12 y 25 m de banco puede ser suplida por técnicas de perforación con martillo en cabeza o en fondo, sin embargo, se tiene que para alturas de banco hasta 15m el método ideal es el martillo en cabeza, con algunas restricciones en algunos tipos de terreno. A partir de los 15m la selección del método debe apoyarse en otros factores como son las condiciones de la máquina y el tipo y características de la roca. De 20 m en adelante, el método sugerido es el martillo en fondo. En la tabla 5.2 se resumen algunos valores empíricos para la desviación de los barrenos según el tipo de martillo que se emplee y la altura del banco.

Fuente: Atlas copco. http://www.atlascopco.com/toolsTabla 5.2 Desviación de barrenos según tipo de martillo y altura de banco

Barrido del barreno según diámetro: El caudal de fluido de barrido que debe pasar por el espacio anular existente entre el barreno y el varillaje de perforación de estar comprendido entre 15 y 40 m3/s. Un valor medio que puede considerarse es de 25 – 30 m3/s. Sobre éstas cantidades pueden darse variaciones en función del tipo de detritus a evacuar.

Propiedades de las rocas y de los macizos rocosos: Los materiales que conforman los macizos rocosos, integrados dentro de una estructura geológica, se caracterizan por sus discontinuidades estructurales y tanto éstas como las propiedades de las rocas: resistencia a la compresión simple, la abrasividad y la heterogeneidad entre otras, condicionan la selección técnica de la perforación.

Granulometría: en el caso de una cantera, la granulometría requerida ayuda a determinar el diámetro de perforación.

Economía de la operación

El otro aspecto de selección del equipo de perforación, muchas veces el de mayor peso, es el económico. Este aspecto se puede desglosar para su análisis, entre otros, en los siguientes ítems, teniendo siempre en cuenta que la eficiencia de la perforación consiste en lograr la máxima velocidad de penetración al menor costo posible:

La inversión inicial.

La mano de obra para la máquina; entiéndase como la especialización del operario.

El consumo de combustible.

La disponibilidad de repuestos y accesibilidad al mantenimiento.

EQUIPOS DE PERFORACIÓN

Figura 5.1 Equipo hidráulico de perforación rotopercutiva de martillo en cabeza con brazo articulado

En concordancia con lo que hasta ahora se ha venido tratando en este texto, es pertinente tocar también el tema de la perforación de rocas y los equipos que se requieren para esta actividad. Finalmente es un barreno el que en la mayoría de los casos va ha contener el explosivo que se hace detonar en busca de los requerimientos de la voladura planeada.

Como ya se menciono anteriormente, en este aspecto la industria competente ha tenido grandes y significativos desarrollos. En la tabla 5.1 se resume la aplicación de algunos equipos de perforación dependiendo del trabajo a desarrollar.

(*) sobre orugasFuente: Sanz Contreras, 1993, p.63

Tabla 5.1 Tipos de equipos de perforación

Sin embargo de los desarrollos, éstos parten de conceptos básicos como son los que a continuación se exponen:

Taladro percutor o de percusión: Es un taladro que quiebra la roca en partículas pequeñas por medio del impacto de golpes repetitivos.

Taladro abrasivo: este taladro muele la roca en partículas pequeñas por medio del efecto abrasivo de una broca que gira en el agujero o barreno

Martillo o perforador: Taladro neumático tipo percutor de tamaño suficiente para ser operado por un hombre

Perforadora: Taladro neumático tipo percutor, semejante al martillo, pero de mayor tamaño que requiere de un montaje mecánico para su operación

Perforación con extracción: Método utilizado para la obtención de muestras o núcleos de roca a partir del barreno para fines de exploración. Para esto se utilizan los taladros de diamante, consistentes en un taladro giratorio del tipo abrasivo cuya barrena tiene en punta una matriz de metal con incrustaciones de diamante, que a medida que gira el taladro, desintegra la roca

LOS BARRENOS

Inicialmente, aunque ya ha sido nombrado repetidas veces a través de este texto, un barreno puede definirse como una cavidad perforada en la roca, destinada a la localización en ella de cargas listas para la explosión, de sección circular normalmente, y cuyas dimensiones, generalmente, por su magnitud son expresadas en milímetros o pulgadas el diámetro de la sección, y en metros o pulgadas su longitud o profundidad.

Para su ejecución se utilizan, como se verá más adelante, varios tipos de perforación para barrenar, dependiendo del tipo y tamaño de la roca, de la naturaleza del terreno, de la clase de roca, de la profundidad que se quiera perforar y del tamaño de roca que se quiere lograr con la voladura.

Igualmente, de los capítulos anteriores se sabe de la importancia de una correcta ejecución de los barrenos en el éxito de la voladura. Para que esto se suceda se debe tener especial cuidado en cinco frentes, a saber:

El diámetro del barreno. Debe ser determinado en concordancia con el equipo de perforación disponible y con el explosivo a utilizar, con el fin de obtener el máximo de rendimiento ante un conjunto de costos de toda la operación razonables. Recuérdese que éste parámetro se toma en combinación con el esquema geométrico de la voladura para efectos de lograr la fragmentación adecuada para los equipos de carga, transporte y trituración, si hace parte de la operación.

La longitud o profundidad del barreno. Este factor esta directamente relacionado con el diseño previsto para la excavación. En la medida que su valor se incremento o sea mayor se requerirá a si mismo un equipo, perforadora, carro, compresor y barras, de mayor tamaño.

La desviación de la perforación. Para que se logren los resultados planeados para la voladura es indispensable que los barrenos estén rectos y alineados. Para esto se requiere un cuidado adecuado en las labores de emboquillado, en la fuerza que se aplique en el avance, en la compatibilidad entre la barra y la broca y los dispositivos de guía. Normalmente la desviación tiende a aumentar con la profundidad.

La estabilidad del barreno. Las paredes del barreno deberán permanecer sin derrumbes ni desprendimientos locales, por lo menos hasta la operación de cargue del explosivo. Este factor esta condicionado por las características geológicas de la roca a perforar y por el contenido de agua dentro del macizo. Una selección correcta de los útiles de perforación contribuye a mejorar la estabilidad de los barrenos.

El detritus. Para una perforación eficaz, se requiere evacuar permanentemente el detritus, partículas de roca desintegrada, justo después de su formación de tal forma que no llegue a depositarse en el fondo del barreno, pues de ser así se necesitará gastar energía en su trituración lo que se traduce en desgaste adicional en las brocas y accesorios de perforación a la vez que se disminuyen los rendimientos y se incrementan los riesgos de atascamientos.

Las partículas se evacuan por el hueco anular comprendido entre el varillaje y la pared del barreno como se muestra en la figura 5.3.

En trabajos a cielo abierto, donde el polvo producido puede eliminarse por medio de captadores, es frecuente usar aire para el barrido del barreno.

Cuando se practican perforaciones en materiales sueltos se suele combinar el aire con espuma, como agente de barrido, con el fin de facilitar la elevación de las partículas gruesas hasta la superficie, logrando además un efecto sellador sobre las paredes de los barrenos.

Figura 5.2 Principio de barrido de un barreno

En labores subterráneas se utiliza principalmente el barrido con agua que contribuye a la vez a para captar el polvo. Esta metodología supone una perdida en rendimiento del orden de 10 al 20%.

Un aspecto a tener en cuenta es que a mayor velocidad de penetración, hay una más pronta generación de detritus y por consiguiente se requiere una mayor volumen de barrido lo que se soluciona aumentando la presión del fluido que se emplee o haciendo mayores los orificios de barrido.

Al no implementar soluciones como las mencionadas se pueden presentar consecuencias desfavorables como son: mayores riesgos de atascamiento, menor penetración y un desgaste innecesario e improductivo de la broca entre otras.

TÉCNICAS DE PERFORACIÓN

Lo primero a tener en claro es el objetivo de la perforación, el cual es abrir unos huecos de sección cilíndrica en un terreno, bien conocidos como barrenos, conforme a un esquema geométrico preestablecido, donde posteriormente se ubicarán las cargas de explosivo y sus accesorios iniciadores.

Partiendo de este objetivo se conocen dos grupos de técnicas de perforación:

Técnicas rotopercutivas o percutidas

Martillo en cabeza.

Martillo en fondo.

Técnicas rotativas

Perforación rotativa con tricono.

Perforación con útiles de corte.

Con estos dos sistemas, en combinación o de manera independiente, se pueden acometer diversidad de proyectos.

Independiente del sistema de perforación que se tenga se distinguen en ellos los siguientes elementos:

La perforadora que puede ser manual o mecanizada.

Los motores generadores de energía.

El varillaje encargado de transmitir el impulso mecánico.

El útil o broca encargada de romper la roca.

El fluido de barrido del detritus.

El sistema de captación de polvo.

Para la selección del sistema de perforación se deben tener en cuenta criterios tales como:

Factores de tipo económico.

Adaptabilidad y eficacia de los equipos a las condiciones de trabajo.

Recursos y accesibilidad al mantenimiento y servicio de los equipos en el sitio de trabajo.

Técnicas de Perforación Rotopercutiva

El principio de funcionamiento de los equipos de perforación rotopercutiva es sencillo reduciéndose a la transmisión de la energía de trabajo entre elementos iniciándose con el impacto de un pistón sobre un varillaje o útil, que a su vez transmite la energía al fondo del barreno por medio de un tercer elemento que es la broca. (Sanz, 1993, p.63).

Figura 5.3 Barrenador rotopercutivo

La percusión, donde los impactos producidos por el golpe del pistón originan unas ondas de choque que se transmiten a través del varillaje a la broca.

Figura 5.4 Nivel de esfuerzos sobre la barra de transmisión en la perforación rotopercutiva

La rotación, con la que se hace girarla broca para cambiar la zona de impacto.

El empuje, para mantener en contacto la roca con la broca.

El barrido, donde por medio de un fluido se extrae el detritus del fondo del barreno.

Los equipos rotopercutivos, dependiendo de donde se instale el martillo, se clasifican en:

Perforadoras con martillo de cabeza, que pueden ser neumáticas o hidráulicas.

Perforadoras con martillo en fondo, en las cuales la acción del pistón se lleva a cabo de una forma neumática y la acción de rotación puede ser hidráulica o neumática.

En los martillos manuales, la rotación se transmite a través del buje de rotación del martillo y es accionada por el propio mecanismo del pistón, en función de los impactos así: a menor número de impactos corresponde un menor par de rotación.

En los equipos de perforación pesados, la rotación es accionada a través de un motor independiente, lo que permite manejar bien la rotación, o bien la percusión dependiendo de las condiciones del terreno.

Sobre ésta técnica de perforación se resaltan las siguientes ventajas:

Tiene aplicación en rocas cuya resistencia a la compresión simple es variable.

Es operable en un amplio rango de diámetros de perforación.

Los equipos son flexibles y de alta movilidad.

El mantenimiento de los equipos es sencillo lo que permite que sea rápido y accesible.

Los principales campos de acción de ésta técnica lo constituyen los túneles y las galerías.

Perforación con martillo en cabeza

Constituye el sistema mecanizado más clásico de perforación de barrenos. El proceso de rotura de roca que se da de la siguiente manera (figura 5.5): un elemento exterior de acero, el pistón, golpea una barrena, que transmite la energía al fondo del barreno por medio de un elemento final, la broca, encargada de romper la roca en esquirlas. Debido a su forma se requiere de hacerle rotar para poder que cumpla su función. Así mismo se requiere la evacuación de los trozos de roca que se van generando.

Figura 5.5 Acciones básicas de la perforación con martillo en cabeza

Debido a que parte de la energía del impacto se disipa en cada una de las uniones entre los elementos del sistema de transmisión y en los cambios de sección del varillaje y a que la energía tiene relación directa con la velocidad de penetración ocurre que ésta segunda disminuye a medida que aumenta la profundidad del barreno.

Dentro de estas perforadoras se distinguen las de acción neumática, de gran eficiencia, conformadas por: un cilindro que contiene al pistón, que se mueve alternativamente, dirigido por una válvula que regula el paso de aire comprimido generado por un compresor, y que se encarga de golpear el extremo de una barrena; un mecanismo de rotación que puede ir o no incorporado al pistón, encargado precisamente de imprimirle el movimiento de rotación a éste; y finalmente de un sistema que permite el barrido del barreno para la evacuación del detritus que bien puede ser por medio de una aguja de barrido que atraviesa el pistón o bien por medio de la inyección del fluido de barrido, agua o aire, lateralmente en la cabeza frontal de la perforadora.

En estos sistemas neumáticos la presión es constante y es la misma tanto para el impacto como para el aire de barrido aspecto que es importante tener en cuenta pues ante un incremento de la profundidad del barreno se requiere de mayor presión de aire de barrido para la evacuación del detritus. Si esto no se produce, la capacidad del barrido se reduce afectando igualmente la velocidad de penetración.

Este tipo de perforadoras, neumáticas de martillo en cabeza, tienen aplicación principalmente en barrenos cortos, con longitudes entre 2 y 15 m, y diámetros pequeños: de 38 a 100 mm.

Existen también, dentro de las perforadoras de martillo en cabeza, las de acción hidráulica, de desarrollo posterior a las neumáticas, pero con composición similar, diferenciándose principalmente en que en ves de utilizar aire comprimido para el accionar del motor de rotación y para el movimiento alternativo del pistón, utiliza un motor eléctrico que acciona un grupo de bombas que suministran un caudal de aceite que impulsa los componentes.

Las perforadoras hidráulicas están equipadas con un compresor que tienen como única función suministrar el aire para el barrido del detritus. Tiene la facilidad de poder variar la presión de acuerdo con la profundidad del barreno que se este perforando.

Con estas condiciones se aprecia que este sistema hidráulico mejora algunos elementos de ejecución del sistema neumático al poder sostener la velocidad de penetración. Sin embargo puede constituirse como un inconveniente la desviación de los barrenos de su posición inicial dependiendo del tipo de broca que se use, aspecto que puede ser resuelto con el empleo de brocas guía.

Algunas de las ventajas de este sistema hidráulico que ha venido sustituyendo en gran manera al sistema neumático son:

Mayor capacidad de perforación, debido a que tiene una mejor transmisión de energía que se traduce en mejores rendimientos.

Mejor aprovechamiento de la energía. Menor consumo de combustible por metro perforado en comparación con los equipos neumáticos de martillo en cabeza o en fondo.

Los niveles de ruido producidos durante la perforación con equipos hidráulicos son inferiores a los producidos por los neumáticos al evitarse los escapes de aire.

Posibilidad de adaptar el diseño de la perforadora a las características de la roca. La longitud de la carrera, la frecuencia de los impactos, la energía del impacto, el par de rotación, la velocidad de rotación, el avance y los parámetros de barrido son ajustables y adaptables a las propiedades de la roca que se perfora para lograr una optimización en la velocidad de penetración.

El bajo nivel de potencia requerido, gracias a su elevado rendimiento y al mínimo caudal de aire que se precisa para el barrido del detritus, limitan el tamaño de la unidad de potencia. Esto ha facilitado el desarrollo de equipos de perforación compactos livianos, con una excelente capacidad de desplazamiento.

Una aplicación de la perforación con martillo hidráulico en cabeza son, en obras lineales, las ejecutadas con voladuras controladas con barrenos poco profundos.

Perforación con martillo en fondo

Su mecanismo de funcionamiento está basado en el impacto directo del pistón sobre la broca de perforación, por lo que se evitan las pérdidas de energía en las juntas del varillaje como se daba en las anteriores. El martillo en fondo forma, dentro del barreno, una unidad integrada con la broca de perforación (figura 5.6). Los tubos de perforación conducen el aire comprimido hasta el mecanismo de impacto y transmiten el par de rotación y la fuerza de avance. El aire de escape limpia el detritus de la parte inferior del barreno y lo transporta al exterior del mismo.

Figura 5.6 Martillo en fondo

La velocidad de penetración de un martillo en fondo, teóricamente, no debe variar con la profundidad del barreno, sin embargo, es normal esperar una pequeña disminución de la velocidad al reducirse la capacidad del barrido. Para aumentar o mantener la velocidad de penetración se puede incrementar la energía en el mecanismo de impacto aumentando la presión de aire en el martillo de fondo.

Este sistema no presenta desviaciones considerables en el barreno por lo que se hace bastante práctico en perforaciones en roca de alta fracturación. El hecho de que su varillaje sea del mismo diámetro en toda su longitud y que no tenga acoplamientos reduce el riesgo de atascamientos por la caída de fragmentos de roca dentro del barreno.

Este sistema, martillo en fondo, tiene aplicación principalmente en rocas de resistencia a la compresión medio alto, 60 a 100 Mpa, y en diámetros entre 85 y 200 mm que pueden ser ampliados si se combina con el sistema de martillo en cabeza.

En la perforación destinada a la excavación de grandes volúmenes de producción la gama de diámetros esta comprendida entre 85 y 165mm; comercialmente los más comunes van desde 76 hasta 305 mm. Los mayores diámetros son utilizados en la ejecución de barrenos más cortos, donde el tubo de perforación está adaptado al chasis que se esta utilizando.

La aplicabilidad de diámetros grandes se da en cimentaciones por pozos, en la construcción de canalizaciones y en la ejecución de sistemas de drenaje en obras lineales. Son igualmente preferidos cuando se requiere perforar barrenos largos y buena calidad en los acabados finales de los taludes. En cuanto a la profundidad de barreno es común su uso entre 50 y 305 mm.

Frente a otros sistemas se resaltan las siguientes ventajas:

Dado que la transmisión de la energía o la fuerza de impacto, desde el pistón hasta la broca de perforación, se hace de manera directa, se pueden perforar barrenos profundos a velocidades constantes, en contraste con la perforación con martillo en cabeza en que la velocidad de penetración disminuye en la medida que aumenta la profundidad del barreno, debido a las pérdidas que se dan en las juntas del varillaje.

Las desviaciones del barreno son mínimas gracias a que la fuerza de avance es relativamente pequeña, unida a un varillaje rígido y a una buena guía entre el martillo en fondo y las paredes del barreno.

El espacio anular que se forma entre el tubo de perforación y las paredes del barreno debe tener unas dimensiones adecuadas para la correcta evacuación del detritus a través del mismo aire que acciona el mecanismo de impacto. En condiciones especiales y difíciles es posible incrementar la capacidad del barrido, mediante un sistema directo a adaptado con toberas de barrido.

Se pueden perforar barrenos rectos y profundos con un barrido eficaz, lo que permite conseguir excelentes resultados de perforación en todo tipo de roca siempre que las paredes del barreno sean estables.

Técnicas de Perforación Rotativa

Los equipos de perforación rotativa están constituidos principalmente por: una fuente de energía, una batería de barrar o tubos, individuales o conectados en serie, que transmiten el peso, la rotación y el aire de barrido a una broca con dientes de acero o de insertos de carburo de tungsteno que deben fragmentar la roca. (Sanz, 1993, p.71).

La energía que se transmite a través de las barras de perforación hace que estas giren mientras van penetrando por efectos de la elevada fuerza de avance. Aquí, las pérdidas de energía, en las barras y en la broca, son despreciables por lo que se logra que la velocidad de penetración no experimente variaciones considerables con la profundidad del barreno.

Para conseguir el giro de las barras y la transmisión del par de giro, las perforadoras poseen un sistema de rotación montado generalmente sobre un bastidor que se desliza a lo largo del mástil de la perforadora. Estos sistemas de rotación pueden ser: directos, de mesa de rotación, o de falsa barra Nelly (figura 5.7). Y sus sistemas de montaje pueden ser sobre orugas o sobre neumáticos.

(a) Directo; (b) Mesa de rotación; (c) Falsa barra KellyFuente: Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994. p.75

Figura 5.7 Sistemas de rotación

La selección de cualquiera de estos sistemas depende de las condiciones del terreno donde se efectúan los trabajos y de otros factores tales como: maniobrabilidad, movilidad de la máquina y la estabilidad. Sin embargo las características básicas que intervienen en la perforación rotativa y que depende de la máquina son:

El empuje sobre la roca.

La velocidad de rotación.

El desgaste de la broca.

El diámetro del barreno.

El caudal de aire necesario para la evacuación del detritus.

Y las que no dependen del equipo, llamadas externas, son:

Las características propias de la roca a volar.

Los rendimientos del operario.

Los diámetros de operación más frecuentes están comprendidos entre 50 y 311 mm (2” a 12¼”); dejando la aplicación de los diámetros superiores para la excavación de grandes volúmenes.

Perforación con tricono

En este sistema, la fuerza de avance, transmitida al varillaje por medio de un dispositivo de empuje por cadena de accionamiento hidráulico y que es función de la resistencia a la compresión simple de la roca, se emplea para hincar los botones del tricono en la roca, (figura 5.8). Así, una fuerza de avance elevada mejora la capacidad de penetración de la broca en la roca.

Figura 5.8 Perforación rotativa

Los botones a que se hace referencia son los elementos de corte de la broca de perforación, aspecto que se presentara posteriormente. Debe, sin embargo, tenerse en cuenta que una fuerza de avance excesiva puede ocasionar fallos en el tricono.

La limpieza del hueco de perforación se efectúa mediante circulación de aire, fluyendo a una debida velocidad, para que el barrido sea eficaz. Esta eficiencia se logra buscando el equilibrio correcto entre el caudal de aire y el anillo definido por la tubería de perforación y las paredes del barreno. La correcta elección del tricono es definitiva para obtener la mayor vida del útil de corte, la adecuada velocidad de penetración y el menor costo de operación por unidad de perforación.

Perforación con útiles de corte

La perforación por corte se lleva a cabo con brocas en cuya estructura se disponen elementos de carburo de tungsteno u otros elementos de alta dureza, las cuales varían tanto en forma y en ángulo de posición.

En este sistema la fuerza de avance tiene como objeto mantener en contacto íntimo el útil de corte con la roca para que sea éste, valiéndose de su filo, el que efectué el corte de la roca.

Este sistema es aplicable en dos campos a saber:

Rocas donde la resistencia a compresión simple es menor de 80 Mpa.

Rocas cuyo contenido de sílice no sea superior al 8%, puesto que con niveles superiores la abrasión sobre la broca incrementaría el índice de desgaste haciendo poco rentable la operación en cuanto a costos de mantenimiento.

Otras Técnicas de Perforación

Adicional a las técnicas descritas anteriormente existen también otras metodologías que se podrían llamar más específicas, pues están determinadas por sus aplicaciones muy específicas. Dentro de éstas se pueden resaltar las siguientes:

Técnicas para perforación de macizos rocosos con recubrimientos de materiales sueltos como pueden ser: arenas, arcillas y gravas entre otros.

Técnicas para perforación de chimeneas y pozos.

Técnicas para perforación destinada a anclajes.

Técnicas para perforación destinada a drenajes

Técnicas para perforación de excavaciones destinadas a cimentaciones, obras de paso y otras.

Se resalta dentro de este listado la primera pues es muy frecuente encontrar los macizos rocosos recubiertos por recubrimientos formados por arcillas, arenas, gravas y/o materiales con diferente grado de compactación.

Una perforación de un macizo bien puede iniciar, terminar o atravesar un recubrimiento de éste tipo de material y se puede practicar mediante martillos en cabeza o en fondo.

Para evitar que se produzcan derrumbamientos en las paredes del barreno, al atravesar este tipo de niveles litológicos, se implementa un sistema de entubado en la medida que avanza la perforación el cual posteriormente es reemplazado por tubos de PVC.

En este proceso es fundamental que el barrido se haga de manera eficaz lo cual se hace mediante un adaptador central o un cabezal independiente de barrido, lateral o central, teniendo especial cuidado de elevar la presión de barrido y la velocidad del agente de barrido.

De esta manera, una vez se supera el nivel del material suelto, es decir, cuando se alcanza nuevamente la roca sana, la perforación puede continuarse con el mismo equipo.

Para este tipo de procedimiento, el entubado, se conocen dos metodologías básicas a saber:

Método ODEX: el entubado se realiza sin rotación valiéndose exclusivamente de las vibraciones de la perforadora y el peso propio de los tubos.

Método OD: el entubado se hace por percusión y rotación.

La metodología ODEX emplea una broca especial excéntrica, que además toma este mismo nombre, ODEX, que permite ir introduciendo la tubería en la medida que avanza la penetración. En el proceso la broca ODEX, empleando el principio del escariado continuo, va perforando un barreno de mayor diámetro que el del tubo, y al alcanzar la profundidad requerida, gira en sentido contrario un par de revoluciones, perdiendo su excentricidad y permitiendo la caída del tubo. Así también se logra su extracción, por el interior del tubo, para poder ser reemplazada por una broca normal para continuar con la perforación cuando se alcanza la roca sana.

Los tubos, el entubado, de revestimiento dejados así pueden ser roscado o no, pero cuando la perforación es para voladura se utiliza más el roscado con el fin de poderlos recuperar.

Cuando la perforación se realiza con martillo en cabeza, el agente de barrido se suministra a través de una cabeza de barrido; cuando se hace con martillo en fondo se suministra a través de la unidad de rotación y los tubos de perforación. El detritus y los lodos provenientes de la perforación ascienden por el anillo que forman el varillaje interior y la entubación y se evacua por un tubo adaptado en el cabezal de golpeo.

Como agente de barrido se emplea el aire en barrenos hasta de 20m de profundidad, y a veces, también se puede emplear el agua. En barrenos más profundos se emplea una espuma, formada por un lubricante y una mezcla de agua con sustancias biodegradables.

Por otro lado, el equipo de perforación OD consta de un tubo exterior de revestimiento, con una corona de carburo cementado en el extremo inferior. El tubo lleva en su interior un varillaje de la misma longitud que son unas barras con una broca en cruz.

Este sistema completo se conecta a la perforadora por medio de adaptadores especiales que le transmiten tanto la rotación como el impacto al tubo y al varillaje.

Para este caso los tubos deben ser de alta cálida pues deben asumir los impactos. Adicionalmente van roscados y unidos por acoplamientos para posteriormente ser retirados y reemplazados por tubos plásticos o mangueras que permitan la carga del explosivo.

Por obvias razones, el rozamiento entre el tubo de revestimiento y las paredes del barreno aumenta conforme aumenta la profundidad del barreno, lo que requiere un martillo de elevada potencia, o par y se constituye en una limitante para barrenos profundos. Este método es aplicable solo para martillo en cabeza.

AGENTE EXPLOSIVOS SECOS

Los agentes explosivos comprenden el grupo de explosivos que no son sensibles al detonador No.8 adicional a su característica de estar compuestos a base de nitrato de amonio.

Figura 2.1 Nitrato de amonio

El nitrato de amonio (NH4NO3)

O nitrato amónico es una sal inorgánica de color blanco, resultado de la interacción de amoniaco y ácido nítrico cuya temperatura de fusión es 160.6°C. Aisladamente no es una sustancia explosiva, propiedad que adquiere solo cuando es mezclada con combustible, reaccionando violentamente y aportando oxígeno del cual tiene un contenido del 60%; el aire tan solo tiene 21% de oxígeno.

Su densidad a granel es 0.8gIcm aproximadamente; Una densidad mayor, similar a la de los cristales, 1.72g/cm3 provocaría una absorción menor de combustible, redundando en una reacción muy lenta en el proceso de detonación.

Normalmente el nitrato de amonio utilizado tiene una micro porosidad del 15% que sumada a la macro porosidad llega a niveles del 54%. El tamaño de sus partículas oscila entre 1 y 3mm.

La solubilidad del nitrato de amonio en el agua es grande y varía ampliamente con la temperatura.

A 10°C 60.0% solubilidad

A 20ºC 65.4% solubilidad

A 30°C 70.0% solubilidad

A 40°C 73.9% solubilidad

La higroscopicidad es tan bien elevada llegándose a convertir en líquido en presencia de aire con el 60% de humedad; La absorción de humedad suele mitigarse con la adición de sustancias inertes hidrofílicas como el caolín o las arcillas en polvo, pero tiene repercusión en la disminución de la sensibilidad. La temperatura del medio ambiente juega un papel importante en la absorción de la humedad. Ver Tabla 2.1

En ocasiones suelen protegerse los granos de nitrato de amonio con sustancias hidrófugas que impiden su humedecimiento superficial. El nitrato de amonio es completamente estable a temperatura ambiente, pero puede llegar a detonar si se calienta por encima de los 200°C en un recipiente cerrado.

La presencia de sustancias orgánicas acelera su descomposición y baja la temperatura a la cual esta se produce.

Fuente: Instituto de fabricantes de explosivos, EUATabla 2.1 Temperatura ambiente Vs absorción de humedad

El ANFO

Es el resultante de la combinación del nitrato de amonio con el gas-oil; aunque la mezcla de el nitrato de amonio con cualquier combustible puede producir el agente explosivo, es de preferencia el gas-oil frente a otros como la gasolina o el kerosén por el hecho de no tener un punto de volatilidad bajo, lo que lo hace menos riesgoso a producir explosiones de vapor.

Figura 2.2 ANFO en empaque a granel

Debido a la gran solubilidad del nitrato de amonio, principal componente del ANFO, éste no es usado en barrenos húmedos. En cargas de 76mm de diámetro una humedad superior al 10% produce la insensibilidad del agente explosivo; Ante esta situación queda solo envolver el ANFO en recipientes impermeables al agua.

En la figura 2.3 se pueden distinguir algunos de los diferentes explosivos que se pueden lograr teniendo como base el nitrato de amonio y el gas-oil con distintos sensibilizantes.

Anteriormente se empleaba polvo de carbón como combustible, pero posteriormente fue cambiado por combustibles líquidos en aras de lograr mezclas más íntimas y homogéneas con el nitrato de amonio. Aceites usados también han sido utilizados como combustible, aunque tienen el inconveniente de reducir la sensibilidad a la iniciación y propagación, la velocidad de detonación y el rendimiento energético.

Figura 2.3 Agentes explosivos secos con base en nitrato de amonio

El contenido de combustible en la mezcla juega un papel importante y determinante en las propiedades del ANFO. En zonas o temporadas de calor excesivo, se acostumbra a añadir mayor cantidad de combustible al ANFO pues por efectos del mismo calor se puede llegar a perder hasta 50% del combustible lo que por consecuencia se traduce en una merma en la eficiencia del explosivo.

El contenido de combustible igualmente afecta la cantidad de gases nocivos desprendidos en la explosión (CO + NO). Cuando en la voladura se producen, humos color naranja es un indicativo de un porcentaje insuficiente de combustible gas-oil, o bien que el ANFO ha absorbido agua de los barrenos o no se ha iniciado correctamente.

La sensibilidad también es afectada con la cantidad de combustible, pues con un 2% de gas-oil la iniciación puede conseguirse con un detonador, aunque la energía disponible es muy baja, y con una cantidad superior al 7% la sensibilidad inicial decrece notablemente.

Como se mencionó anteriormente el principal enemigo del ANFO es el agua pues absorbe una gran cantidad de calor para su vaporización rebajando considerablemente la potencia del explosivo. De aquí que venga empaquetado en bolsas plásticas impermeables y resistentes al agua; en cuanto al agente explosivo en si, se procura proteger básicamente su compuesto de Nitrato de amonio, recubriéndolo con parafina, proceso que es altamente peligroso y hace peligroso al agente en su transporte y manipulación por lo que se recomienda cubrir los gránulos de nitrato de amonio con tierra diatomácea u otros agentes aglutinantes.

Las características explosivas del ANFO varían también con la densidad. En la medida que ésta aumenta, la velocidad de detonación se eleva, pero se hace más difícil la iniciación. Por encima de 1.2g/cm3 de densidad, el ANFO se vuelve inerte al no poderse detonar o haciéndolo solo en la zona inmediata al iniciador.

El tamaño de los granos de nitrato de amonio influye a su vez en la densidad del ANFO. Así cuando éste se reduce a menos de 100 mallas su densidad a granel pasa a ser 0.6g/cm3 lo que significa que si se quiere conseguir una densidad normal entre 0.80 y 0.85 g/cm3 para alcanzar unas buenas característica de detonación será preciso vibrarlo o compactarlo.

De otro lado el diámetro de la carga es un parámetro de diseño que incide de forma decisiva en la

velocidad de detonación del ANFO. El diámetro crítico de este explosivo está influenciado por el confinamiento y la densidad de carga; usado dentro de barrenos en roca con una densidad a granel de 0.8g/cm3 el diámetro crítico es de unos 25mm, mientras que con 1.15g/cm3 se eleva a 75mm.

La sensibilidad de iniciación del ANFO disminuye conforme aumenta el diámetro de los barrenos. En la práctica los multiplicadores de 150g son efectivos en diámetros de carga inferiores a los 15Omm y por encima de ese calibre se recomiendan multiplicadores de 400 a 500g.

CLASES DE EXPLOSIVO

El trabajo con explosivos demanda, por obvias razones, un conocimiento previo de la sustancia en sí, cosa que permita predecir su comportamiento antes durante y después de su utilización.

Existen diversas clasificaciones de los explosivos, alguna de ellas los clasifica como permisibles, dinamitas, agentes y explosivos de voladuras; otra clasificación se refiere a si son o no sensibles al detonador #8. Por éstas razones a continuación se hablará de las sustancias explosivas más relevantes e indispensables en la ingeniería civil.

CRITERIOS DE SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS

Después de conocer las características básicas de algunos explosivos, es importante conocer, adicionalmente, otros factores de suma importancia en la selección del explosivo adecuado para cada voladura especifica; Esto con el ánimo de lograr los resultados óptimos de la voladura con el aprovechamiento máximo el explosivo seleccionado.

Característica de la Roca

Es obvio que el primer factor a tener en cuenta en una voladura es precisamente el tipo de roca que se pretende fracturar o mover; de ésta es importante tener en cuenta su naturaleza y sus propiedades geomecánicas.

Podría sin embargo limitarse un poco más este concepto refiriéndolo a características de roca más específicas como a continuación se menciona:

Rocas masivas resistentes

Se requiere de un explosivo que, basándose en su energía de tensión, logre crear un mayor número de superficies nuevas en la formación, la cual originalmente presenta pocas fisuras y planos de debilidad.

De esta forma serían ideales los explosivos con una elevada densidad y velocidad de detonación como los hidrogeles, emulsiones y explosivos gelatinosos.

R ocas muy fisuradas

Para éste caso los explosivos con alta energía de tensión tienen muy poca influencia sobre la fragmentación final, pues cuando se empiezan a desarrollar las grietas radiales éstas se interrumpen rápidamente al interceptarse con las fracturas preexistentes; Por esto es conveniente el uso de explosivos con una alta energía de los gases, como es el caso del ANFO.

Rocas conformadas en bloques

En los macizos con un espaciamiento grande entre discontinuidades que conforman bloques voluminosos in-situ y en los terrenos donde existen grandes bolos dentro de matrices plásticas, la fragmentación está determinada fundamentalmente por la geometría de la voladura y en menor grado por las propiedades del explosivo. En este caso se aconsejan explosivos con una relación entre energía de tensión y energía de gases equilibrada como puede ser el ALANFO y el ANFO pesado.

Rocas porosas

En este tipo de roca se produce una gran amortiguación y absorción de la energía de tensión, por tanto es la energía de gases la que prácticamente realiza todo el trabajo de rotura. Por esto se deben seleccionar explosivos de baja densidad y velocidad de detonación como por ejemplo el ANFO; sin embargo es conveniente observar las siguientes sugerencias con el ánimo de retener los gases dentro de los barrenos el mayor tiempo posible (Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994, p167):

Controlar la longitud y material de retacado.

Dimensionar la piedra correctamente.

Cebar en fondo.

Reducir la presión de barreno, mediante el desacoplamiento de las cargas o la adición de materiales inertes.

Diámetro del Barreno

Este parámetro es determinante a la hora de escoger el explosivo adecuado, debido a que para determinado diámetro, algún explosivo es más eficiente que otro. Por esto es conveniente tomar las siguientes precauciones (Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994, p166):

Con barrenos de diámetro inferior a 50 mm es preferible, a pesar de un mayor costo, emplear hidrogeles o dinamitas encartuchadas.

Diámetros entre 50 y 100 mm el ANFO es adecuado en las voladuras en banco como carga de columna y en las voladuras de interior aumentando la densidad hasta un 20% con cargadoras neumáticas y cebándolo de forma efectiva.

Cuando se usan hidrogeles, tanto a cielo abierto como en interior, éstos son generalmente encartuchados y sensibles al detonador.

Por encima de los 100mm no existen problemas con el ANFO, aunque en rocas duras es preferible diseñar las columnas en forma selectiva y con un buen sistema de iniciación.

En los calibres grandes con las diferentes mezclas explosivas a granel (ANFO, hidrogeles, emulsiones y ANFO pesado) es muy económico realizar la carga con medios mecánicos.

Los explosivos gelatinosos y pulverulentos encartuchados se continúan usando en diámetros pequeños sin embargo, en calibres de tipo medio están siendo reemplazados por hidrogeles y emulsiones encartuchadas.

Otros Factores

Existen adicionalmente otros criterios que se deben tener en cuenta en la escogencia del tipo de explosivo a utilizar como son:

Toxicidad de los gases de explosión

Los hidrogeles sensibles al detonador dan generalmente gases con buenas características, mientras que con los hidrogeles a granel hay que tomar ciertas precauciones, lo mismo que con el ANFO que produce una elevada concentración de gases nitrosos. Los explosivos gelatinosos son generalmente buenos, pero no así las dinamitas con alto contenido de nitrato de amonio.

Naturaleza de la atmósfera

En la ejecución excavaciones mediante voladuras, en obras, con atmósferas de elevado riesgo de explosión por la presencia de partículas de polvo o niveles grisú, deben utilizarse explosivos de seguridad. En los casos de duda, es preciso llevar a cabo un estudio determinativo del nesgo.

Humedad en los barrenos

La presencia de agua al interior de los barrenos, es un factor muy restrictivo en la selección de los tipos de explosivo que se quieren usar.

El caudal que fluye a los barrenos así como, la rapidez con que esto se produce, deben a su vez ser condicionantes de los tipos de explosivo a usar. Los explosivos gelatinosos, los hidrogeles y las emulsiones normales tienen muy buena resistencia al agua. Por el contrario los explosivos pulverulentos con nitroglicerina tienen un mal comportamiento con éste elemento.

Fragmentación requerida

El tamaño de los fragmentos que se pretenden lograr con la voladura condicionan igualmente la selección del explosivo; si se pretende logra una granulometría de tamaños pequeños se debe buscar un explosivo rompedor.

Volumen de Roca a Volar

Los volúmenes de roca que se quieren volar, así como, la rapidez y rendimiento que se le quiere dar a la voladura determinan los consumos de explosivo requeridos; en voladuras de gran tamaño se aconsejará el empleo de explosivos a granel para facilitar su carga mecánica muchas veces con el mismo medio de transporte, lo que a su vez permite el aprovechamiento del volumen de roca perforada.

Condiciones atmosféricas

Las temperaturas, básicamente las extremas, son factor también a tener en cuenta en la selección del explosivo; si consideramos temperaturas bajas se debe tener en cuenta que los explosivos que contienen nitroglicerina tienden a congelarse por debajo de los 8°C, para lo que se deben emplear sustancias como el nitroglicol que hacen que el punto de congelamiento descienda hasta los -20°C.

Las altas temperaturas también generan sus propios inconvenientes, los cuales principalmente tienen relación con la peligrosidad del explosivo en su manejo a causa de la exudación.

Sin embargo estos peligros han ido desapareciendo con el invento y evolución de los hidrogeles, aunque con el frío los encartuchados se hacen más insensibles, requiriendo una mayor energía de iniciación.

El ANFO es otro explosivo que tampoco es afectado por las bajas temperaturas si es cebado eficientemente; hay que, sin embargo, controlar la perdida de combustible líquido por evaporación.

Condiciones de Seguridad

Uno de los aspectos más difíciles de lograr en los explosivos es el equilibrio entre seguridad y sensibilidad. Los explosivos gelatinosos tienen una alta sensibilidad, pero tiene el riesgo que si por algún

caso fortuito, (descabezamiento de barrenos, rotura de cordón detonante, etc.), llegase a quedar restos de explosivo en el material de voladura y es necesario el empleo de maquinaria en su remoción o recogida, puede producirse una detonación.

Este inconveniente se ha minimizado con el empleo de los hidrogeles y emulsiones que son insensibles a los golpes, fricciones y estímulos subsónicos con un grado de sensibilidad adecuada para su iniciación.

Problemas de entorno

En el uso de explosivos se debe vigilar con especial atención la afectación que se haga al medio ambiente con el empleo de los mismos; la afectación al medio próximo se da principalmente a través de las vibraciones y la onda aérea.

Desde el punto de vista del explosivo, los que contienen una elevada energía de tensión son los que dan lugar a un nivel mayor de vibraciones; por consiguiente, de ser posible es preferible usar un ANFO a un hidrogel.

El seccionado y secuenciado de cargas se puede realizar también con explosivos a granel y encartuchados aplicando diferentes técnicas de iniciación.

Aspecto económico

La selección del explosivo debe tener en cuenta y procurar la economía del conjunto de las actividades involucradas: perforación, voladura, carga y transporte o disposición final del material arrancado, útil o sobrante. El costo de la voladura es la suma de los costos de cada una de las actividades complementarias por tanto se debe buscar es la sumatoria mínima del conjunto de actividades.

El pretender el ahorro excesivo en una de las actividades puede redundar en el incremento excesivo en otra actividad haciendo el proceso total más costoso que de otra manera.

DINAMITAS

Las dinamitas son compuestos de nitroglicerina estabilizada con un elemento sensibilizador y aditivos como nitratos portadores de oxígeno. Las dinamitas alto contenido de nitroglicerina y aditivos tienen mayor poder rompedor. Las dinamitas con menos contenido de nitroglicerina y mayor cantidad de nitratos tienen mayor cantidad de gases, por lo que su poder es de empuje. Así por su contenido de nitroglicerina se dividen en: gelatinosas y pulverulentas.

La dinamita se empaca en cartuchos, los cuales los hay en diversos diámetros y longitudes. Los diámetros más comunes son de 4 y 6 pulgadas y las longitudes más utilizadas varían de 8 a 36 pulgadas.

Los cartuchos, en los que se empaca la dinamita son a su vez las protecciones de ésta contra la humedad, para que así la dinamita se mantenga lo más inalterada posible. El papel que se utiliza en la gran mayoría de los casos es papel de manila parafinado; el proceso de parafinar el papel produce una gran cantidad de gases tóxicos, principalmente el monóxido de carbono, pero proporciona una mayor resistencia a la humedad que el papel manila sin parafinar.

En muchas ocasiones es necesario utilizar el cartucho de dinamita perforado; es el caso de establecer una elevada densidad de carga en las voladuras. Con los cartuchos perforados se mejora la seguridad del proceso de voladura, ya que se elimina el explosivo que queda expuesto a la pared del barreno, además disminuye el contacto directo del usuario con el explosivo.

Dinamitas Gelatinosas

El origen de este tipo de explosivo, hacia 1875 por Afred Nobel, se dio con la disolución de nitroglicerina en nitrocelulosa que a su vez permitía su retención, obteniéndose un producto de consistencia plástica de fácil uso y manipulación. Estas sustancias son gelatinas explosivas que inicialmente tenían un 92% de nitroglicerina y 8% de nitrocelulosa. Las proporciones de nitroglicerina y nitrocelulosa en las gelatinas explosivas que hoy en día oscila entre el 30 y 35%, correspondiéndole el resto a los oxidantes como el nitrato de amonio, a los combustibles y a otros productos que sirven para manejar la higroscopicidad de los nitratos. Aún de la baja cantidad de nitroglicerina, las potencias resultantes no se vieron mayormente afectadas pudiéndose lograr hasta un 80% de gelatina pura.

Las principales ventajas de estos explosivos son las siguientes (Instituto Técnico geominero de España, 1994, p.160):

Potencias elevadas.

Altas densidades, desde 1.2 hasta 1.5g/cm3

Elevadas velocidades de detonación, entre 5000 y 6000 m/s

Gran resistencia el agua y estabilidad química.

Presentan igualmente algunos inconvenientes como son:

Riesgo de accidente en la fabricación y transporte.

Sensibles a estímulos subsónicos y por consiguiente elevado peligro si la maquinaria golpea o impacta con restos de explosivo.

Produce dolores de cabeza por su contenido de nitroglicerina, sustancia que dilata los vasos sanguíneos.

Reducida flexibilidad para la utilización en condiciones ambientales extremas.

Elevados costos de fabricación.

Dinamitas Pulverulentas

Se identifican así a las mezclas explosivas sensibilizadas, en menos del 15% con nitroglicerina, que presentan una consistencia granular o pulverulenta.

Estos explosivos se dividen en dos clases o tipos: los de base inerte, actualmente en desuso, y los de base activa; Los primeros se componían de nitroglicerina y kieselghur o tierra de infusorios calcinada; Los de base activa, se fabrican en su mayoría sustituyendo las sustancia inertes por una mezcla de oxidantes y combustibles que aportan una potencia adicional.

El primer oxidante utilizado fue el nitrato de sodio el cual posteriormente fue reemplazado por el nitrato de amonio de mayor eficiencia energética. Estos demandan de la presencia de aditivos adicionales para reducir la higroscopicidad del nitrato de amonio. En otros explosivos pulverulentos parte de la nitroglicerina es reemplazada por TNT.

Sus principales características son:

Potencias inferiores a las de los explosivos gelatinosos.

Velocidades de detonación entre 3000 y 4500 m/s.

Densidades entre 0.9 y 1.2 g/cm.

Poca resistencia al agua.

Las dinamitas pueden clasificarse de otra manera en: comerciales, amoniacales y gelatinas.

Dinamitas comerciales

Son también conocidas con el nombre de dinamitas regulares. Se componen básicamente de nitroglicerina, como principal explosivo, aunque poseen también por nitrato de sodio, antiácido combustible carbonoso y azufre.

Las dinamitas comerciales de alta potencia son caracterizadas por una gran velocidad de detonación; en consecuencia posee una gran capacidad fragmentadora. Su resistencia a la humedad depende del porcentaje de nitroglicerina que contenga. El porcentaje de peso de una dinamita se refiere al porcentaje de peso que tenga la nitroglicerina dentro de su composición química. Las más usuales son las de 50% y 60% de potencia.

Por su gran producción de gases tóxicos no es recomendable usarla en lugares cerrados o en sitios subterráneos. De igual manera, éste explosivo cuenta con gran sensibilidad al choque y a la fricción y su alta inflamabilidad, por lo que su manejo se hace difícil y peligroso, razón por la cual en la actualidad su uso y fabricación está descontinuado en Colombia.

Dinamitas amoniacales

Las dinamitas amoniacales son esencialmente similares a las dinamitas comerciales, excepto que su porcentaje de nitroglicerina y de nitrato de sodio son reemplazados por el nitrato de amonio.

Las dinamitas amoniacales poseen una velocidad de detonación más baja que las dinamitas comerciales; de igual manera son menos resistentes a la humedad, menos sensibles al choque y a la fricción, menos inflamables y más económicas que las dinamitas comerciales.

Por su baja acción de fragmentación son las ideales para voladuras donde el material es de dureza mediana y por su nula producción de gases tóxicos, principal diferencia con las dinamitas comerciales, es adecuada para voladuras subterráneas".

Dinamitas gelatinas

Relacionadas anteriormente, son explosivos plásticos formados por algodón azótico y nitroglicerina, caracterizados por el hecho de no dejar residuos sólidos después de la detonación.

La nitroglicerina gelatinosa presenta una amplia gama de consistencias: desde un líquido viscoso y espeso hasta una sustancia maciza.

Las dinamitas, son altamente densas, plásticas, cohesivas y resistentes al agua. Por su alto grado de plasticidad es posible obtener una máxima densidad de carga. Debido a la alta velocidad de detonación que se obtiene cuando están confinadas, es posible utilizarlas para casos en donde se requiere una gran capacidad fragmentadora.

EMULSIONES

Desde un punto de vista químico, una emulsión es un sistema bifásico en forma de una dispersión estable de un líquido inmiscible en otro. (Instituto Tecnológico Geominero, 1994, p155).

El desarrollo de los explosivos a llevado asociado una reducción progresiva del tamaño de las partículas pasando desde los sólidos a las soluciones salinas con sólidos y, por último a las microgotas de una emulsión explosiva. Ver tabla 2.2.

La dificultad en la fabricación de las emulsiones se basa en que la fase aceitosa, correspondiente tan solo al 6% en peso por limitación del balance final del oxígeno, tiene que englobar al 94% restante correspondiente a las micro gotas.

En la tabla 2.3 se refleja la dependencia de la eficiencia de la reacción con el tamaño de las partículas, viendo las velocidades de detonación de cada explosivo en correspondencia con un diámetro dado.

Nitrato de monometilaminaFuente: International society of explosives engineers, ISEE

Tabla 2.2 Orden cronológico de aparición de explosivos oxidantes y sus componentes oxidantes,combustibles y sensibilizantes

Fuente: Instituto técnico geominero de España, 1994, p.156Tabla 2.3 Dimensiones de los oxidantes en los explosivos

Para conseguir una sensibilización adecuada de los explosivos cuando éstos no contienen sensibilizantes químicos, sólidos o líquidos, se requiere de un procedimiento físico como el de las burbujas de gas, que al ser comprimidas adiabáticamente producen el fenómeno de “puntos calientes”, que favorecen la iniciación y la propagación de la detonación; los agentes gasificantes que se utilizan están constituidos por poliestireno expandido o micro esferas de vidrio.

El nombre de emulsiones convoca productos de diferentes propiedades relacionadas con las características de la fase continua y su efecto sobre la viscosidad y consistencia.

Según el tipo de combustible, gas-oil, parafinas, geles, etc., las características reológicas de las emulsiones son diferentes, así como sus aplicaciones y modos de empleo. También el tipo de agente emulsificante que se utilice para reducir la tensión superficial entre los dos líquidos inmiscibles y permitir la formación de la emulsión, puede ayudar a evitar los problemas de coagulación en grandes gotas de la solución de nitrato de amonio, así como el fenómeno de cristalización de las sales.

El polvo de aluminio aunque aumenta la energía desarrollada por el explosivo tiene un efecto reductor de la velocidad de detonación. De otro lado, la sensibilidad de la emulsión disminuye conforme aumenta la densidad, siendo necesario trabajar por encima del diámetro crítico y utilizar iniciadores potentes.

La justificación de la utilización de las emulsiones en las operaciones de arranque con explosivos se basa en las siguientes ventajas:

Menor precio, ya que en su fabricación no se requieren geles ni féculas de alto costo.

Excelente resistencia al agua.

Posibilidad de conseguir productos con densidades entre 1,0 y 1,45g/cm3.

Elevadas velocidades de detonación; 4000 a 5000 m/s, con poco efecto del diámetro de encartuchado.

Gran seguridad de fabricación y manipulación.

Posibilidad de mecanizar la carga y preparar mezclas con ANFO.

Sin embargo maneja también aspectos negativos o desfavorables que son derivados de sus condiciones muy estrictas de preparación, la alterabilidad por las bajas temperaturas, la contaminación de la carga si se usa a granel, el tiempo corto de almacenamiento y los prolongados períodos de transporte.

ANFO Pesado

El ANFO es uno de los explosivos de mayor uso en las voladuras, pero tiene poco poder, por lo que se han hecho muchos intentos por mejorar su energía.

El ANFO pesado que es una mezcla de emulsión base con ANFO, abre una nueva expectativa en el campo de los explosivos.

Aunque las ventajas de este explosivo dependen de los porcentajes de mezcla, las principales pueden resumirse así:

Mayor energía.

Mejores características de sensibilidad.

Gran resistencia al agua.

Posibilidad de efectuar cargas con variación de energía a lo largo del barreno.

Figura 2.5 Estructura del ANFO pesado

Su fabricación es relativamente sencilla, ya que la matriz se puede ser preparada en una planta fija y transportada, sin riesgo, en un camión cisterna a un depósito de almacenamiento o ser bombeada a un camión mezclador (figura 2.6). En estos camiones puede ser preparada in-situ la mezcla de emulsión con nitrato de amonio y gas-oil en las proporciones requeridas para el trabajo a realizar.

Figura 2.6 Camión mezclador de emulsiones explosivas

Con la aceptación del ANFO pesado en la industria, estos mismos explosivos, pero aluminizados hacen posible pensar en una mejora de la eficiencia de las operaciones y ahorro en costes, al tratarse de productos de una alta potencia volumétrica y con un precio relativamente bajo.

El aluminio incrementa la energía total producida, la potencia relativa en volumen, la temperatura y la presión de detonación.

La tabla 2.4 recoge las potencias del ANFO, las emulsiones y diversos ANFOS pesados preparados a partir del nitrato de amonio poroso de baja densidad, y distintos porcentajes de aluminio.

La reacción del aluminio durante la detonación da lugar a la formación de óxidos sólidos y productos no gaseosos, haciendo de esta manera que el volumen de gases producido sea inferior. El calor de formación de estos óxidos de aluminio es elevado, por consiguiente se presenta una ganancia de calor de explosión que hace aumentar la temperatura de los gases, lo que se traduce en una reducción de volumen de los mismos, permitiéndoles, al estar más calientes, desarrollar un mayor trabajo.

La adición de aluminio facilita el desarrollo de una mayor cantidad de trabajo para una misma cantidad de explosivo pudiéndose de ésta manera aumentar la piedra y el espaciamiento de los esquemas, mientras se mejora la fragmentación de la roca.

Fuente: Instituto de fabricantes de explosivos. EUATabla 2.4 Potencias de algunos explosivos a base de nitrato de amonio

EXPLOSIVOS DE SEGURIDAD

También conocidos como permisibles, son aquellos que son preparados especialmente para uso en minas de carbón con ambientes inflamables de polvo y grisú. Su característica principal es la baja temperatura de explosión.

Estos explosivos se clasifican en dos grupos: el primero su composición contiene un aditivo que actúa como inhibidor de la explosión, utilizándose generalmente el cloruro de sodio, que según su granulometría, porcentaje en la mezcla, etc, aumenta con mayor o menor intensidad el grado de seguridad frente a una atmósfera inflamable.

El segundo grupo, más actual, denominado de seguridad reforzada o de intercambio iónico, consiguen bajar la temperatura de explosión mediante el uso de aditivos que al reaccionar en el momento de la detonación forman al inhibidor en ese mismo instante. Suelen estar constituidos por un pequeño porcentaje de nitroglicerina, un combustible, y el par salino nitrato sódico-cloruro amónico.

Para que un explosivo sea permisible debe cumplir con algunas características como: velocidad máxima de 2200m/s, potencial energético máximo de 600 Kcal/Kg, volumen de gases mínimo de 600 l/Kg, temperatura de detonación máxima 1500ºC, volumen de gases tóxicos mínimos, llama corta, de poca duración y baja temperatura. Estas exigencias corresponden al grado de peligrosidad de cada mina en particular.

HIDROGELES

Son agentes explosivos conformados por soluciones acuosas saturadas de nitrato de amonio, frecuentemente con otros oxidantes como el nitrato de sodio y/o el de calcio. En el desarrollo de estos explosivos, a finales de los años 50, se realizaron los primeros ensayos positivos con mezcla de 65% de nitrato de amonio, 20% de aluminio y 15% de agua; posteriormente se utilizaría el TNT como sensibilizante.

Se hicieron pruebas de sensibilizar con aluminio pero se presentaban problemas en su utilización por el desprendimiento de hidrógeno en la reacción con el agua a temperatura ambiente: Para evitar este fenómeno, se aislaron las partículas de aluminio con productos hidrófugos. El siguiente avance fue la no utilización de compuestos explosivos tradicionales, ni metales particulados como sensibilizantes, sino que se emplearon como combustible sustancias orgánicas como las derivadas de las aminas, parafinas, azúcares, etc.

En la figura 2.4 se aprecian los principales tipos de explosivos acuosos obtenidos a partir del nitrato de amonio, en dos grandes grupos como son los hidrogeles y las emulsiones.

La solución de oxidantes está constituida por agua, nitrato de amonio y nitrato sódico a la que se le adiciona urea y parte de geles para conseguir una viscosidad alta y retener las burbujas de gas. El nitrato sódico tiene la ventaja de disponer de una gran cantidad de oxígeno y de disminuir el punto cristalización de las soluciones salinas.

El empleo del nitrato de monometilamina ofrece buenas características como sensibilizante pues es muy buen combustible, con un balance de oxígeno negativo, alta densidad y adicionalmente es poco sensible a efectos dinámicos subsónicos de choque y roce; su proporción en los hidrogeles varía entre un 10 y un 35%.

El aluminio aumenta proporcionalmente la sensibilidad de los hidrogeles y, el almidón sirve para espesar las mezclas. Ocasionalmente se añaden compuestos capaces de formar enlaces cruzados que producen la gelatinización de los hidrogeles; igualmente, cierta cantidad de nitratos se añaden en estado sólido formando parte de los compuestos de la fase dispersa, pues el porcentaje de agua utilizado no es suficiente para disolverlos.

Para modificar la densidad se utiliza la gasificación química, generalmente con nitrito de sodio, o bien la adición de productos de baja densidad, micro esferas de vidrio, etc.

La mezcla de todos estos componentes se puede realizar de forma continua o discontinua con mezcladoras de agitación y se pueden instalar en plantas fijas o en camiones lo que los hace muy versátiles.

Su resistencia al agua es excelente y, lo que es su característica fundamental de aplicación que es la potencia, es equivalente o superior a la de los explosivos convencionales, pudiendo ajustarse en función de su propia formulación; Las energías desarrolladas pueden oscilar entre 700 y 1500cal/g.

Figura 2.4 Agentes explosivos acuosos producidos a partir del nitrato de amonio

Como se dijo anteriormente, su densidad también puede ser modificada mediante la gasificación química o la adición de sustancias de baja densidad; este parámetro puede variarse desde O.8g/cm3

hasta 1.6g/cm3 partiendo de un valor básico de 1,4 o 1 ,5g/cm3. La disminución de este parámetro influye sobre el explosivo haciendo que la velocidad de detonación aumente al igual que su sensibilidad.

Dadas estas características es infinita o al menos muy grande la cantidad de productos que se pueden obtener con distintas composiciones. Desde hidrogeles encartuchados, semejante a un explosivo gelatinoso convencional, hasta los vertibles que tienen condiciones que permiten manejarlos como un fluido; siendo este último caso una ventaja para aprovecharlos en una carga mecanizada o bien por el hecho de rellenar totalmente el hueco de los barrenos perforados

Adicional a las ventajas mencionadas se suma el hecho que los hidrogeles sensibilizados con aluminio, presentan unas calidades de humo mejores que las obtenidas con explosivos convencionales.

Indugel

Es uno de los principales exponentes de esta clase de agentes en Colombia. Es un agente de voladura perteneciente al grupo de los hidrogeles, fabricado por la industria militar, INDUMIL, el cual tiene aplicaciones en voladuras de roca media en calibres pequeños, medianos, interiores o exteriores, barrenos húmedos, rocas duras o blandas, para minería subterránea y de cielo abierto.

OTROS EXPLOSIVOS

A continuación se expondrán algunas características de sustancias explosivas de de gran importancia dentro del estudio de las explosivos.

Explosivos de Dos Componentes

Los explosivos de dos componentes, también llamados explosivos binarios, son como su nombre lo indica el resultado de la combinación de dos sustancia que individualmente son no explosivas.

El explosivo binario más común es la mezcla de nitrato de amonio pulverizado y nitrometano. Los dos componentes se suelen transportar al área de trabajo en recipientes separados y a continuación el combustible líquido es vertido en el recipiente del nitrato de amonio. Después de un tiempo de espera predeterminado, la mezcla se vuelve sensible al detonador y está lista para su uso.

Los explosivos binarios se usan cuando se requieren pequeñas cantidades de explosivo, como por ejemplo algunas obras de cimentación, nivelaciones, zanjas de cables, etc. Cuando los consumos son elevados, el mayor precio y el inconveniente de tener que preparar las mezclas en el lugar de trabajo les hacen poco atractivos frente a los explosivos convencionales.

Trinitrotolueno C6H2 CH3 (NO2)3

El trinitrotolueno es el producto de la nitración del tolueno; su temperatura de ignición está entre los 270 ºC a 300 ºC. El trinitrotolueno es también conocido como TNT; en condiciones normales se presenta en estado sólido, incoloro o amarillo pálido e inodoro se; constituye en uno de los altos explosivos militares menos sensibles. Es muy estable en cualquier clima y en un sitio de almacenamiento cerrado.

El TNT se empaca en bloques de 1/4, 1/2 o 1 libra. Generalmente viene en envases de cartón verde aceituna con extremos de metal, para permitir el empalme con alguna cápsula detonante. El TNT se usa principalmente para operaciones en donde no hay que romper ni cortar. Para la detonación del TNT se pueden utilizar cápsulas detonantes militares, eléctricas o ineléctricas y cordón detonante de pentaeritritoltranitrato, o cualquiera de los dispositivos de disparo que contenga una cápsula detonante.

Tetril

El tetril es un polvo de color amarillo claro; no se disuelve en agua pero sí lo hace en el benzol, en la cetona, en el éter y en el alcohol caliente. Recalentado por encima de su temperatura de fusión el tetril comienza a evaporarse y puede llegar a quemarse tranquilamente en llamas.

La sensibilidad del tetril al impacto o a la fricción es muy baja; no detona al golpe de una bala pero sí lo hace por acción de una cápsula detonadora cuando está en polvo o cuando se encuentra prensado.

El tetril es en gran medida seguro en su manejo y no es higroscópico, se puede usar exitosamente en demoliciones bajo el agua; aumentando su densidad aumenta también su capacidad de demolición.

Nitroglicerina C3H5(NO3)3

En sus orígenes, hacia 1846 en que fue descubierta por Ascanio Sobrero, era utilizada en barrenos en los que se vertía, para luego ser iniciada mediante pólvora negra.

La nitroglicerina se obtiene por acción del ácido nítrico y la glicerina. Es un líquido viscoso, transparente, que actúa peligrosamente en el sistema nervioso humano, produciendo mareos y dolores de cabeza.

Las propiedades volátiles de la nitroglicerina se manifiestan a partir de los 50°C. La elevación de la temperatura ocasiona el aumento considerable de su volatilidad. La temperatura de encendido de la nitroglicerina está entre 180 °C y 200°C.

La susceptibilidad a la fricción o al choque es muy alta, de ahí su peligrosidad en cuanto al manejo y operación. Se enciende rápidamente con mecha de quema, e incluso al descubierto su encendido se convierte en detonación.

La nitroglicerina es un disolvente del algodón de colodión y de otras nitrocelulosas. Esta propiedad de disolver nitrocelulosas se utiliza en la obtención de las dinamitas gelatinosas.

Pentrita

La pentrita es un explosivo en forma de polvo cristalino y se obtiene como resultado de la nitración del alcohol pentaeritrita. La pentrita según su sensibilidad a los estímulos mecánicos y de calor se encuentra en una misma serie con las sustancias explosivas más sensibles; para reducir su sensibilidad es necesario agregarle parafina o cericina.

Es el explosivo principalmente usado en el cordón detonante; su potencia casi iguala a la de la nitroglicerina, y su velocidad de detonación se aproxima a 7000m/s. La pentrita, como se dijo antes es usada en el cordón detonante, pudiéndose éste iniciar con mecha eléctrica o ineléctrica.

Fulminato de mercurio (Hg(ONC)2)

Este elemento es una sal, que se constituye en una de las sustancias explosivas iniciadoras más fuertes y de mayor aplicación práctica, aunque no como explosivo propiamente dicho sino como un iniciador.

Se obtiene como resultado de la acción del alcohol etílico sobre mercurio metálico disuelto en ácido nítrico.

El fulminato de mercurio seco es peligroso de manipular, detona sin falla a la acción del golpe más insignificante, por fricción y por recalentamiento a los 160°C. Por esta característica es utilizado como iniciador en los casquillos para munición, en donde ante la acción punzante de un percutor se induce su detonación causando a su vez la deflagración de la pólvora o el explosivo que se tenga como propulsor

Con el aprovechamiento de esta propiedad se comenzó el desarrollo y evolución de las armas de percusión, iniciando con el invento de Alexander John Foryth (1768-1843) y su famoso “frasquito de perfume” Figura 2.7 y 2.8. Después de varias mejoras se encerraría una pastilla de fulminato en una pequeña cápsula de cobre delgado hasta evolucionar en los casquillos actuales o en los mismos fulminantes

La detonación del fulminato de mercurio origina un golpe fuerte y brusco en un pequeño radio de acción. La humedad del medio ambiente reduce considerablemente su sensibilidad a los estímulos mecánicos y de calor y en consecuencia reduce su capacidad de detonación.

La capacidad iniciadora del fulminato de mercurio se reduce ostensiblemente a bajas temperaturas; por esta razón no es recomendable usar cápsulas iniciadoras que contengan fulminato de mercurio, cuando se estén realizando trabajos explosivos a base de oxígeno líquido.

1-Aguja; 2-Receptáculo para la dosis de fulminato; 3-Tornillos de frenado de la rotación; 4-conducto de unión; 5-Depósito de fulminato; 6-Resorte de reenvió para la aguja;

7-Fogón; 8-Tapa del depósito del fulminato

Figura 2.7 Llave de Forsyth

Figura 2.8 Sistema de percusión Forsyth

PÓLVORAS

Actualmente la pólvora de uso minero se compone de: Nitrato de potasio 75%; Azufre 10%; Carbón 15%. Su presentación es siempre granulada y grafitada, con dimensiones entre 0.1 mm y 4mm de diámetro. Instituto Técnico Geominero de España, 1994, p.160. La velocidad de combustión depende de la densidad de la pólvora y las condiciones de confinamiento siendo la máxima 2000m/s lo que la hace un explosivo deflagrante.

Hoy en día, su utilización es bastante reducida extendiéndose básicamente a la extracción de bloques de roca ornamental y al arranque de materiales elastoplásticos como los yesos, que rompen mejor con el efecto continuado de los gases que por una tensión puntual instantánea. Se procura simplemente el gran empuje de los gases más que el efecto rompedor que es bajo.

Pólvora Negra Lenta

La pólvora negra es el explosivo más lento de todos los explosivos existentes. Tiene dos efectos cuando es quemada: el empuje y el corte.

Actualmente la producción de pólvora negra se utiliza principalmente en la fabricación de mecha de seguridad y en dispositivos militares en los que la llama caliente de la pólvora negra se emplea para encender otras sustancias como el combustible por ejemplo.

La velocidad de quemado de las pólvoras puede regularse para mechas y otros dispositivos. Se emplea igualmente para la producción juegos pirotécnicos y para armas deportivas.

Se enciende con una temperatura próxima a los 300°C. Cuando explota la producción de monóxido de carbono, altamente tóxico, es bastante alta por lo cual se recomienda la adecuada ventilación en lugares cerrados.

Pólvora Negra Rápida

Compuesta por nitrato, encargado de suministrar el oxígeno, azufre y carbón vegetal, encargados de hacer la combustión del explosivo. Explota por la acción de una mecha de seguridad a razón de 400m/s. Si la iniciación se hace por medio de una mecha detonante, la velocidad de detonación de la pólvora negra puede elevarse hasta 3000m/s.

Es utilizada principalmente como corazón de la mecha de seguridad; se prepara para este fin en un polvo muy fino con una composición del 78% de nitrato de potasio, 12% de azufre y 10% de carbón vegetal.

La presencia de agua dentro de su composición perjudica notablemente las propiedades del explosivo; su máxima condición de humedad es del 10% sin deteriorarse.

Dentro de la clasificación de las pólvoras negras rápidas se encuentran las pirotécnicas, las cuales contienen principalmente nitrato de potasio, azufre y carbón. Por acción del tipo de nitrato de potasio que se utilice, la velocidad puede ser más alta. De la misma manera la velocidad de detonación es mayor en cuanto más fina se la granulación del explosivo.

Pólvora Negra para Voladuras

Es un tipo especial de pólvora, que se consigue colocando la pólvora en su etapa final de acabado en contacto con pequeñas cantidades de grafito en polvo. Este proceso se conoce con el nombre de vidriado, proceso que no mejora sus características explosivas pero si su resistencia al agua.

Sus principales usos están en la mecha de seguridad, obtención de material para la construcción, juegos artificiales y en operaciones de descapote. Su presentación como explosivo es de composición granular empacado a granel.

Pólvora Negra de Grano Grueso

La pólvora negra de grano grueso no es más que pólvora negra lenta prensada en granos cilíndricos, con un orificio central para permitir el paso de la mecha de encendido eléctrico.

Este tipo de explosivo es encartuchado, lo que proporciona un fácil manejo y una mayor eficiencia en cargas pequeñas dentro de barrenos.

Pólvoras Sin Humo

El componente principal de este tipo de explosivo es la piroxilina, que por su composición química es nitrocelulosa. La piroxilina seca, se quema con mucha facilidad con una chispa.

Generalmente se agregan a la composición de pólvoras pequeñas cantidades de otras sustancias que les proporcionan a las pólvoras propiedades específicas; Por ejemplo se les adiciona difenilamina para aumentar la estabilidad química y conservar la constancia de su composición; Urea y otras sustancia para unir los óxidos de nitrógeno y así otras sustancia que no reaccionan con las partes componentes de la pólvora que son llamadas estabilizadoras.

La pólvora sin humo es dieléctrica, por esta razón se electriza por la fricción entre sus elementos. Esta propiedad se reduce al aumentar la humedad del aire.

PRODUCTOS INDUMIL

De acuerdo con la ley colombiana, la industria militar, INDUMIL, es la única entidad autorizada para producir y comercializar materiales explosivos en Colombia. En consecuencia INDUMIL, son su fabrica de explosivos “Antonio Ricaurte”, se encarga e la fabricación del 100% de los explosivos utilizados legalmente en Colombia, posee unas instalaciones que acorde con las necesidades evolutivas, en los sectores minero, de construcción e ingeniería principalmente y otras que requieran de los explosivos, se ha ido adecuando y creciendo con el ánimo de dar soporte a los requerimientos que el país y su industria demandan; es así como en la actualidad tiene una cobertura a nivel nacional, con plantas satélites e in situ para algunos tipos de explosivos.

Explosivos Comerciales Sensibles al Detonador No.8

Estos explosivos comprenden la gama de productos fabricados por INDUMIL y que se inician con el detonador No.8.

Dinamita semigel

Dinamita de consistencia pulverulenta, producida en potencia media de 60%.

Usos:

Explotación minera en rocas de dureza media como canteras, calizas, industria del cemento.

No se recomienda su uso en barrenos con agua.

Características:

Limitada resistencia a la humedad, por lo que el papel de envoltura es parafinado interna y externamente.

Gran capacidad de levantamiento, aún bajo tierra donde exista buena ventilación.

Encartuchadas en varias dimensiones empacadas en cajas de cartón de 22.7 Kg de peso neto y 24.2 Kg de peso bruto.

Especificaciones técnicas:

Potencia relativa: 60%

Densidad: 1.20 g/cm3

Velocidad de detonación: 4000 m/s

Transmisión a la detonación: 120 mm

Categoría de humos: 2

Capacidad de trabajo TRAUZL: 380 cm3

Indugel plus AP

Explosivo tipo hidrogel aluminizado, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de los ingredientes oxidantes y combustibles sensibilizados en la mezcla, empleado en minería y obras civiles en pequeños diámetros.

Usos:

Voladuras en ausencia de gas grisú y polvo de carbón.

Para la explotación de minerales como el oro, esmeraldas, sal, caliza, u obras de construcción.

Voladuras subterráneas con adecuada ventilación.

Explotación de roca semidura a dura.

Se emplea como carga de columna con detonador No.8 como iniciador.

En demoliciones de edificios e infraestructuras civiles.

Características:

Elevada seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto.

Excelente resistencia al agua.

Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica.

Humos clase 1.

No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo.

Cartuchos con numeración codificada visible e invisible.

Encartuchado en tubos de polietileno grapados en sus extremos y embalados en cajas de cartón con 25 Kg de peso neto y 26.2 Kg de peso bruto.

Especificaciones técnicas:

Densidad: 1.20 g/cm3

Velocidad de detonación: 4200 m/s sin confinar

Potencia absoluta en volumen, ABS: 1085 cal/cm3

Potencia absoluta en peso AWS: 904 cal/g

Potencia relativa en volumen RBS: 143; ANFO = 100

Sismigel plus

Explosivo tipo hidrogel, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de ingredientes oxidantes y combustibles en la mezcla, con velocidad de detonación alta para la prospección sísmica.

Usos:

Usado básicamente en al exploración petrolera.

Características:

Elevada seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto.

Excelente resistencia al agua.

Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica.

No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo.

Sensible al detonador sismográfico No.8.

Unidades con numeración codificada visible y rótulo interno.

Su presentación se hace en unidades de 150g y 450 g de peso unitario, en envase plástico, roscable para acople de columna y empacadas en cajas de cartón.

Según necesidades del mercado se produce en unidades de peso unitario diferente desde 900 g a 2700 g y su zunchan por 10 unidades.

Especificaciones técnicas:

Densidad: 1.20 g/cm3

Velocidad de detonación: 4200 m/s sin confinar

Potencia absoluta en volumen, ABS: 1085 cal/cm3

Potencia absoluta en peso AWS: 904 cal/g

Potencia relativa en volumen RBS: 143; ANFO = 100

Resistencia a la presión hidrostática a 2 Kgf/cm2 por 24 h: Positiva

Explosivos No Sensibles al Detonador No.8

Son los agentes de voladura que no son sensibles al detonador No.8, y necesitan de otro iniciador para detonar.

Indugel AV 800

Agente de voladura tipo hidrogel, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de los ingredientes oxidantes en la mezcla.

Usos:

Minería, en trabajos a cielo abierto en presencia de agua en diámetros de barreno igual o mayor a 89 mm (3.5 pulgadas).

Explotación de rocas blandas o semiduras.

Se emplea como carga de columna con multiplicador como iniciador.

Características:

Elevada seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto.

Excelente resistencia al agua.

Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica.

Humos clase 1

No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo.

No sensible al detonador No.8.

Cartuchos con numeración codificada visible.

Encartuchados en tubos de polietileno grapados en sus extremos y embalados en cajas de cartón con 25 Kg de peso neto y 26.2 kg de peso bruto.

Especificaciones técnicas:

Densidad: 1.20 g/cm3

Velocidad de detonación: 4000 m/s sin confinar, con multiplicador de pentolita de 337.5 g

Potencia absoluta en volumen, ABS: 1080 cal/cm3

Potencia absoluta en peso AWS: 900 cal/g

Potencia relativa en volumen RBS: 143; ANFO = 100

ANFO

Agente de voladura a base de nitrato de amonio y otros componentes para mejorar sus propiedades explosivas, muy sensible a la humedad.

Usos:

En voladuras a cielo abierto con barrenos sin presencia de agua.

Explotación de calizas en mediana minería, canteras y obras de construcción.

Explotación de roca blanda o semidura usando iniciador multiplicador de fondo.

Características:

Muy segura en su uso y manejo.

Ninguna resistencia al agua.

Insensible al choque y la fricción.

No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo.

No sensible al detonador No.8.

Se recomienda su empleo en diámetros superiores a 50 mm.

Empacado en bolsas con 25 Kg de peso neto.

Especificaciones técnicas:

Densidad: 0.85 g/cm3

Velocidad de detonación: 3000 m/s en tubo pvc 4”, con multiplicador de pentolita de 337.5 g

Potencia absoluta en volumen, ABS: 757 cal/cm3

Potencia absoluta en peso AWS: 890 cal/g

Potencia relativa en volumen RBS: 100; ANFO = 100

Emulsiones

Son agentes de voladura con una fase dispersa constituida por una solución acuosa de sales oxidantes y la fase continua compuesta por hidrocarburos.

Usos:

En voladuras a cielo abierto en forma bombeada en explotaciones de gran minería con diámetros de perforación mínimo de 100 mm.

Explotación de roca, usando iniciador multiplicador de fondo.

Características:

Muy segura en su uso y manejo.

Excelente resistencia al agua.

Alta seguridad frente a estímulos de impacto, fricción y calor.

No sensible al detonador No.8.

Se recomienda su empleo en diámetros superiores a 100 mm.

Cargada a granel mecanizada o por bombeo.

Bajo nivel de humos residuales de voladura.

Sensibilizada en el momento del cargue químicamente o mecánicamente con microbalones.

Especificaciones técnicas:

Densidad sensibilizada: 1.25 g/cm3

Velocidad de detonación: 5250 m/s

Potencia absoluta en volumen, ABS: 870cal/cm3

Potencia absoluta en peso AWS: 690 cal/g

Potencia relativa en volumen RBS: 118; ANFO = 100

Presión de detonación: 85 kilobar

Accesorios de Voladura

Los accesorios de voladura fabricados por INDUMIL, para complementar los trabajos con explosivos son: mecha de seguridad, cordón detonante y pentofex.

Mecha de seguridad

Es un cordón de núcleo de pólvora negra rodeado de papel, varias capas de hiloalgodón, brea y cloruro de polivinilo (PVC) que garantiza su impermeabilidad, flexibilidad y resistencia a la abrasión.

Usos:

Usado como transportador de llama y como iniciador de detonadores comunes No.6 y No.8 en cápsulas de cobre y alumnio.

Transmisor de energía calórica hasta el detonador sensible a la misma, el cual explota y se encarga de iniciar los explosivos sensibles que están en contacto con éste.

Características:

Debe manipularse con el cuidado que requiere un elemento combustible y explosivo sensible a la fricción, a la chispa y el fuego.

Muy buena resistencia al agua siempre y cuando no se haya maltratado su capa impermeable.

Aceptable resistencia a la tracción, abrasión y esfuerzos mecánicos.

Unidades con numeración codificada visible y rótulo interno.

Su presentación se hace en bobinas de 250 m, embaladas en cartón.

Especificaciones técnicas:

Densidad de carga: 5.0 g/m

Velocidad de combustión: 130 s/m

Alcance de llama:: 40 mm mínimo

Resistencia a la humedad Excelente

Cordón detonante

Es un cordón conformado por un núcleo de alto explosivo: pentrita (PETN), recubierto por una serie de fibras sintéticas y revestido exterior en plástico de cloruro de polivinilo (PVC) de color que forman un conjunto flexible, resistente a la tracción, humedad y abrasión.

Usos:

Usado como transmisor de una onda detonante desde un punto a otro, o de una carga explosiva a otra.

Iniciador de barrenos.

Trabajos de corte y voladuras especiales.

Línea principal, puede iniciar líneas adicionales conectadas con nudo hasta formar una red, haciendo detonar los barrenos en forma simultánea.

Características:

Debe manipularse con el cuidado que requiere un explosivo en su manejo, transporte y almacenamiento.

Muy buena resistencia al agua siempre y cuando no se haya maltratado su capa impermeable.

Buena resistencia a la tracción y esfuerzos mecánicos.

Unidades con numeración codificada visible y rótulo interno.

Su presentación se hace en bobinas de 250 m, embaladas en cartón.

Especificaciones técnicas:

Densidad de carga: 3.6 y 12 g/m

Velocidad de detonación: 7000 m/s

Resistencia a la tracción:: 70 Kg-f máximo

Sensibilidad al detonador No. 8: Positiva

Impermeabilidad a la presión hidrostática 3 kg/cm2 por 24h: Excelente

Pentofex

Multiplicador iniciador de fondo de barreno de los agentes de voladura, conformado por mezcla de potentes explosivos, con alta presión y velocidad de detonación.

Usos:

Iniciador de columna de explosivos de baja sensibilidad (ANFO, emulsiones, AV800) en voladuras a cielo abierto.

Multiplicador para explosivos de columna, agentes de voladura para que alcancen su máxima velocidad de detonación y desarrollen toda su potencia.

Características:

Pese a su buena seguridad en el manejo, debido a su relativa baja sensibilidad al roce, fuego y al impacto, se deben seguir todas las normas de seguridad establecidas para los altos explosivos.

Excelente resistencia al agua.

Gran presión de detonación y alta densidad.

Sensible al detonador No.8 común, eléctrico o nonel y al cordón detonante.

Unidades con numeración codificada y rótulo interno.

Envasados en tubos de cartón embalados en cajas de cartón.

Especificaciones técnicas:

Densidad 1.60 g/m3

Velocidad de detonación: 6700 m/s

Presión de detonación: 180 kilobar

Sensibilidad al detonador No. 8: Positiva

Resistencia a la humedad Excelente

Impermeabilidad a la presión hidrostática 2 kg/cm2 por 24h: Positiva

Especificaciones Técnicas de algunos Explosivos

APERTURA DE ZANJAS CON EXPLOSIVOS

La apertura de zanjas se constituye en un reto para las técnicas de uso de explosivos y el aprovechamiento óptimo de sus propiedades. Es así como en los numerales siguientes se verá como aprovechar y ajustar los conocimientos hasta ahora aprendidos a esta nueva modalidad de aplicación de los explosivos.

Características Constructivas de las Zanjas

Este tipo de estructuras, por definición natural, lineal, se suele diseñar para necesidades de espacio interior mínimo, cuyas dimensiones promedios se pueden comprender para lo ancho entre los 80cm y los 3.0m y la profundidad entre 50cm y 5.0m (figura 4.19)

Frecuentemente se requerirá de este tipo de estructuras en proximidad a centros urbanos, líneas de servicios o a otro tipo de infraestructura, por lo cual se obliga la implementación de controles especiales en lo referente a: control de niveles de vibración, proyecciones de roca y ondas aéreas.

Este tipo de voladuras difiere de los sistemas convencionales de perforación y voladura en dos aspectos básicos resumidos en el requerimiento de un elevado consumo de explosivo ante una perforación de menor proporción.

La demanda adicional en la carga de explosivo se soporta o se justifica en el confinamiento de la roca, sin presencia de superficies o caras libres de salida, lo que obliga a un consumo específico mayor de explosivo respecto al de una voladura de banco por ejemplo.

Figura 4.19 Excavación de una zanja mediante perforación y voladuras

Adicionalmente en este tipo de voladuras se requiere de mallas más cerradas, es decir, se requiere que los barrenos vayan más próximos el uno del otro; esto, obviamente, tiene repercusiones en los costos de ejecución.

En contraprestación, se puede mencionar que, normalmente en éste tipo de obras no se requiere de entubaciones, salvo en situaciones muy específicas.

Diámetros de Perforación

Normalmente el diámetro de perforación de este tipo de excavaciones es pequeño. En zonas urbanas se prefieren diámetros de barrenos entre 32 y 45mm, aunque en ocasiones se requiere y también se usan de 50 a 65mm, dependiendo de las dimensiones de las zanjas y de los límites de vibración admisibles. (Tabla 4.1).

Fuente: ITGE, 1994 Tabla 4.1 Diámetros de perforación

Variables de la Plantilla de Voladura

A continuación se presentan uno a uno los parámetros de la plantilla de voladura para trabajo en zanjas

Piedra y espaciamiento

El valor de la piedra puede estimarse en función del diámetro de los barrenos y el espaciamiento a partir del ancho de la zanja, según las tablas 4.2 y 4.3.

Fuente: ITGE, 1994Tabla 4.2 Estimación de la piedra en las excavaciones en zanja

Fuente: ITGE, 1994Tabla 4.3 Estimación del espaciamiento y número de filas de barrenos en excavación

El diseño de la cuadrícula depende básicamente de las dimensiones de la excavación a realizar. Los barrenos se disponen en hileras, y el número de éstas depende de la anchura de la zanja en el fondo ver figura 4.20. El número de filas de barrenos en función de las dimensiones de la zanja está indicado en la tabla 4.3.

Figura 4.20 Esquemas de perforación en zanjas según sus dimensiones

Sobreperforación

Se suele tomar como 0.5 veces el valor de la piedra según unos autores y un 10% de la profundidad de la zanja según otros. Como valor mínimo debe tomarse 0.2m. Ver figura 4.21.

Figura 4.21 Inclinación 3:1 y sobreperforación de barrenos en zanja

Inclinación de los barrenos

Es aconsejable perforar los barrenos con inclinaciones de 2:1 (26.5º respecto a la vertical) y 3:1 (18.5º respecto a la vertical) para favorecer la rotura por el fondo y la salida posterior del material Figura 4.21 y 4.22.

Retacado

Usualmente la longitud de retacado se dimensiona igual al espaciamiento entre los barrenos.

Figura 4.22 Inclinación 2:1 y sobreperforación de barrenos en zanja

Tipos de Explosivos

Para las voladuras de excavación en zanja, debe recurrirse a los tipos de explosivo que se caractericen por su alta energía y densidad, consecuentemente elegidos con las características de la formación rocosa y el esquema de perforación aplicado. De ésta manera son principalmente utilizados los explosivos gelatinosos y los hidrogeles encartuchados.

Cargas y consumos específicos

En la tabla 4.4 y la tabla 4.5 se resumen los parámetros del esquema de la voladura de zanja partiendo del diámetro de perforación y la profundidad de la zanja.

(1) se emplearán 3 barrenos en zanjas menores de 2.5m de profundidad y 1.5m de ancho; En ciertos tipos de roca difíciles de volar, puede ser necesario incrementar la carga cuando se utilizan 3 barrenos en

trincheras menores de 2.5m de profundidad

Fuente: U.E.E.Tabla 4.4 Estimación de la piedra y de las cargas en función de la

profundidad de la zanja (diámetro hasta 35 mm)

Fuente: Unión europea de fabricantes de explosivos (U.E.E)Tabla 4.5 Estimación de la piedra y de las cargas en función de la profundidad

de la zanja (diámetro 40 – 50 mm)

Una orientación de los consumos específicos esperados según la resistencia de la roca se aprecia en la tabla 4.6

Fuente: Unión europea de fabricantes de explosivos (U.E.E)Tabla 4.6 Consumos específicos medios en la excavación de zanjas

Secuencias de encendido

Los objetivos a lograr en un esquema apropiado de encendido es el de lograr el arranque de la roca sin que se produzcan sobreexcavaciones y se logre la fragmentación adecuada. En la figura 4.23 se presentan algunas secuencias recomendadas de encendido en función del número de filas y barrenos, y del ancho de la base de la zanja.

Figura 4.23 Secuencias de encendido

Voladuras de Contorno

Es relativamente fácil, que aún con el empleo de los esquemas de perforación y las secuencias de encendido presentadas, se presenten sobreexcavaciones en la parte más alta de los taludes de la zanja, independiente que se tengan barrenos situados en un plano vertical; por lo tanto, si se requiere de un contorno más fino que el obtenido, se debe recurrir a la ejecución de una voladura de precorte en la parte superior de la excavación. Figura 4.24.

Este esquema exige una mayor perforación, por lo que los costos de ejecución se incrementan respecto a las alternativas de un recorte o de una voladura convencional.

Figura 4.24 Excavación de zanja con precorte

Casos de Excavación en Zanja

La excavación en zanja presenta algunas variaciones de acuerdo al sitio donde se efectúan de ahí la diferenciación que s presenta a continuación

Excavación en zonas urbanizadas

Muy seguramente se presentará la situación de una excavación en zanja en zonas urbanas habitadas, lo que requiere un trabajo delicado que demanda una gran planeación y estudio de la metodología a emplear.

Es importante estudiar y evaluar las restricciones generales presentes tales como los tiempos destinados a la perforación y a la voladura, el trafico peatonal, vehicular y de toda índole, los riegos de las proyecciones de roca, las limitaciones de los niveles de vibración y cualquier otra situación que se considere de riesgo o restrictiva.

En los casos de excavación mediante voladuras, el diámetro de los barrenos suele ser de 30 a 50mm. Un esquema típico de perforación con tres hileras de barrenos es el que se presenta en la figura 4.25, donde también se indica la secuencia de encendido.

Debido a los elevados consumos específicos empleados en este tipo de trabajos, próximos a zonas habitadas, se hace indispensable utilizar sistemas de protección frente a las proyecciones.

Figura 4.25 Esquema tipo de excavación en zanja con tres hileras de barrenos

Entre las medidas más frecuentes que suelen utilizarse para controlar las vibraciones, están:

La distribución o seccionado de la carga dentro del barreno.

La disminución del diámetro de perforación.

La planificación de la salida de la voladura según una secuencia lógica.

Excavación de zanjas en zonas alejadas a núcleos habitados

Su ejecución exige el mismo planteamiento anterior, siendo el factor básico a considerar la longitud de la excavación.

Es frecuente el dejar en segundo grado de importancia la optimización técnica y económica del ciclo de perforación y voladura en obras de canalización de grandes dimensiones, en zonas sin edificar, en donde es más importante el rendimiento y la rapidez con que se ejecute el proyecto justificado esto, en el control global de los costos de ejecución. Los esquemas de perforación de zanjas para canalizaciones y servicios, suelen emplear una gama de diámetros comprendidos entre 35 y 64mm.

Para las zanjas de gran tamaño suelen diseñarse voladuras como si se tratase de excavaciones de producción, y el diámetro de los barrenos puede aumentarse hasta los 76mm. En la figura 4.26 se muestra un esquema tipo, de cuatro hileras de barrenos y su secuencia de encendido.

Figura 4.26 Esquema tipo de voladura en zanja con cuatro hileras de barrenos

Excavación de zanjas que requieren una apertura mediante cuele

Se presenta esta situación cuando en la excavación de zanja mediante perforación y voladura no se dispone de una dirección de salida de la roca para ayudar a la voladura.

Se resuelve dicha situación recurriendo a un esquema de cuele en cuña o en abanico, para facilitar su esponjamiento, su posterior desplazamiento y la fragmentación. Figura 4.27.

En las figura 4.27 y 4.28 se muestran las diferentes combinaciones de cueles en “V” para conseguir un frente libre de ayuda a las voladuras principales; sin embargo, según Langefors, este tipo de apertura no debe utilizarse en profundidades mayores a 4m, a no ser que se combine con un esquema tipo abanico en las primeras filas de la voladura principal, perpendicular a la zanja.

Figura 4.27 Configuración de los barrenos en excavaciones que precisan la apertura de un cuele en “V” en un costado

Figura 4.28 Configuración de los barrenos en excavaciones que precisan la apertura de un cuele en “V” en el centro

Variables de Diseño del Esquema del Cuele

Diámetro de perforación

Los diámetros más recurrentes se encuentran comprendidos entre 38 y 65mm, sin embargo, en las etapas iniciales de tanteo el diámetro de perforación puede estimarse a partir de la altura de excavación, H, que se proyecte.

Longitud de perforación

Puede calcularse mediante la expresión:

Donde:

H : Altura proyectada de excavación.

a : Inclinación del barreno, o ángulo del barreno respecto a la vertical.

j : Sobreperforación.

Inclinación de los barrenos

La inclinación de los barrenos de perforación debe estar comprendida entre las proporciones 2:1 y 3:1, dado que las alturas de excavación (bermas de trabajo) no deben sobrepasar los 12 a 15 m

Piedra y espaciamiento

El valor de la piedra se determina a partir de la expresión:

donde:

Qb : Carga de explosivo por barreno (kg).

S/B : Relación entre el espaciamiento y la piedra.

H : Altura de la excavación.

CE : Consumo específico de explosivo (kg/m3).

b : Ángulo con respecto a la vertical (°).

En la tabla 4.7 se indican las relaciones entre el espaciamiento y la piedra a las que debe tenderse, según una determinada resistencia a la compresión simple de la roca.

Fuente: U.E.E.Tabla 4.7 Valores de la relación: espaciamiento/piedra según la resistencia a compresión simple

de la roca

Tipo de explosivo

Normalmente se usan explosivos potentes y de alta densidad.

Consumos específicos

Los consumos específicos de explosivo para los distintos tipos de roca se recogen en la tabla 4.8.

Tabla 4.8 Consumo específico (kg/m3) según la resistencia a compresión simple de la roca.

Secuencias de encendido

Los esquemas de iniciación de las cargas deben permitir un buen arranque de la roca.

Las secuencias de encendido deben disponerse en función del número de filas de barrenos, y de su situación general en la zona de excavación a realizar.

Para aumentar el tiempo de las voladuras puede recurrirse, ala utilización de explosores secuenciales o a los relés de microrretardo.

Retacado

La longitud de retacado en el barreno debe estar comprendido dentro de los valores que se indican en la tabla 4.9.

Fuente: U.E.ETabla 4.9 Longitud de retacado

Sobreperforación

Sus valores pueden estimarse mediante la tabla 4.10.

Tabla 4.10 Valores orientativos de la sobreperforación

CONSIDERACIONES GENERALES

Inicialmente se debe recordar, de capítulos anteriores, la caracterización general de los explosivos y los accesorios de las voladuras. Los explosivos, independiente del nombre bajo el cual se provean o se conozcan, están compuestos por un agente oxidante, un agente combustible y un agente sensibilizador y a veces, otro emulsificante.

De manera general, el principal agente oxidante es el ANFO que constituye el mayor componente de los explosivos actuales; como agente combustible se tienen la harina de madera, la celulosa, gomas de petróleo, aceites minerales y petróleo; y como sensibilizador se usan: la nitroglicerina, aminas, glicoles, aire en micro esferas de vidrio y prills entre otros; el emulsificante esta constituido por monooleatos y compuestos a base de polisobutileo.

Adicionalmente los accesorios de voladura contienen resinas ionoméricas y polietileno, pólvora negra y casquillos de cobre y aluminio y sus empaques están conformados por cartón, papel y bolsas plásticas.

Los explosivos contienen muchas sustancias químicas que pueden dañar el medio ambiente y es necesario tener referencia de lo que bien podría conocerse como el ciclo de vida de un explosivo.

Así, el ciclo de vida del explosivo, desde el punto de vista del usuario más no del fabricante, se inicia en el momento en que éste sale de la fábrica hacia el lugar donde se empleará. En esta primera parte del ciclo hay que considerar el estado físico del producto y prevenir las posibles contingencias como derrames accidentales, grupo de respuesta inmediata, recuperación del material, recuperación de las áreas afectadas y la investigación propia del incidente.

Estas tareas pueden ser fáciles o difíciles dependiendo si se trata de polvo, de cartuchos, de geles, de las condiciones climáticas, los vientos y la lluvia. La segunda parte del ciclo es el almacenamiento. Los riesgos, según las características físicas del material son las fugas, derrames y la contaminación o el que los productos se deterioren, produciendo desechos peligrosos los cuales también tienen sus propias consideraciones para su destrucción.

Muchas veces una mala practica de almacenamiento y rotación de stocks produce altas cantidades de desechos. De esta manera, las precauciones y controles ambientales en esta etapa del ciclo, deben contemplar la capacitación del personal de logística sobre problemas para la eliminación de desechos peligrosos y residuos contaminantes.

La tercera parte del ciclo y donde se genera la mayor afectación del medio ambiente es el uso propio de los materiales. En primer lugar está la contaminación de los suelos producto de los gases nitrosos que absorben y terminan en los botaderos de desmonte, o rellenos, donde eventualmente aportan iones de nitrato en las aguas de escorrentía en las épocas invernales.

Posteriormente la contaminación, por aporte directo, de las aguas subterráneas producto del regado de frentes y finalmente los aportes de contaminantes al aire como gases de óxidos de nitrógeno, NOx, dióxido de carbono, CO2, y dióxido de azufre, SO2, así como partículas de óxidos de silicio, SiO2, de aluminio, Al2O3, partículas de paladio, azufre y otros elementos y compuestos.

Se presentan también complicaciones con los desechos de los explosivos como los envases y los explosivos que fallen o que no se utilicen, para lo cual también se requiere de la capacitación del personal a cargo y de la implementación de los debidos controles de salidas de almacén.

La cuarta, y última etapa del ciclo, es la eliminación apropiada de los desechos producto de la eliminación de envases, explosivos en mal estado o desechos recuperados de operaciones de contingencia.

CRITERIOS DE PREVENCIÓN DE DAÑOS

En las actividades que tienen que ver con el uso de explosivos, donde se generan vibraciones en el terreno y en el aire, que pueden causar grandes molestias en el medio que rodea la zona de voladura, es importante conocer y analizar algunos criterios que ayudarán a prevenir los daños que causan estos tipos de trabajo sobre las personas, las edificaciones y el medio circundante.

Criterios de Prevención de Daños en Edificios

Respuesta de las estructuras edificadas

Los daños aparecidos en una estructura bajo una acción externa de tipo vibratorio depende de la respuesta dinámica del conjunto del edificio, que, a su vez, está condicionada por diversos factores como:

Tipo y características de las vibraciones, duración, frecuencia, energía transmitida, etc.

Clase de terreno sobre el que se asienta la estructura.

Características vibratorias del conjunto estructural y no estructural del edificio y factores modificadores de las mismas.

Un parámetro importante para controlar los daños potenciales de las vibraciones debidas alas voladuras, es la frecuencia dominante de éstas. En los casos donde la frecuencia natural de los edificios están muy próximas o son iguales a las frecuencias dominantes, se produce un fenómeno de resonancia con efectos amplificadores. Figura 4.40.

Figura 4.40 Efectos amplificadores cuando la frecuencia natural del edificio coincide con la frecuencia dominante del terreno

Las frecuencias naturales de las edificaciones o estructuras, en general, pueden calcularse analíticamente con expresiones simples, ampliamente utilizadas en ingeniería sísmica (MOPU, 1993, 332):

Edificios con muros de fabrica o de hormigón armado:

Edificios con estructura entramada de hormigón armado:

Edificios de estructura metálica:

Para todas las fórmulas anteriores:

Ts = Período (s)

Hv = Altura del edificio (m)

Lp = Dimensión en planta, tomada en la dirección de la vibración cuyo efecto se desea indicar (m)

Hv = Altura de cada planta (m)

Los valores típicos de frecuencias se encuentran entre 5 y 15Hz, siendo menores conforme aumenta el número de plantas de los edificios.

Los techos y las paredes vibran independientemente de la superestructura y suelen tener frecuencias naturales entre 12 y 20 Hz.

Otro parámetro igualmente importante a la frecuencia natural es la amortiguación. Los valores comunes de éstos coeficientes en estructuras de tipo residencial (Dowding, 1980) oscilan en torno al 5%.

Figura 4.41 Factores de ampliación de un edificio

Las vibraciones en las edificaciones pueden ser ampliadas debido a la respuesta de los elementos estructurales que las constituyen. Así pues, debe prestarse mayor atención a los tiempos de los detonadores de microrretardo, pues con intención de disminuir las cargas operantes y aumentarlos tiempos de las voladuras se pueden estar generando frecuencias de vibración peligrosas al estar éstas próximas a las de resonancia. Por ejemplo, utilizando los detonadores de microrretardo y dejando un número en blanco, se está forzando una vibración de:

1000/60 =16.7Hz

Frecuencia que está dentro del rango de daños potenciales (López Jimeno, 1986, p.91).

Un método sencillo para predecir la respuesta estructural de un edificio a las vibraciones lo constituyen los modelos de respuesta de un grado de libertad (una sola masa o péndulo). Estos modelos permiten representar gráficamente la variación de los desplazamientos máximos, velocidades relativas y aceleraciones absolutas que se producen en función del periodo propio de la estructura y amortiguamiento de la misma, cuando se base está sometida a una excitación de tipo sísmico A partir de las respuestas obtenidas se pueden calcular las tensiones máximas generadas, y por consiguiente, los posibles daños potenciales.

Figura 4.42 Interacción entre las edificaciones y el terreno según la longitud de la onda característica

En la figura 4.43 se ilustran los efectos de os diferentes tipos de ondas sobre las construcciones; en la figura 4.44 se aprecia las fuentes de los daños, dentro de las cuales se destacan: elevaciones debidas a la intrusión de los gases cuando las construcciones están muy próximas al área de las voladuras, aceleración relativa del terreno, cizallamientos y asentamientos provocados en los cimientos entre otros.

Figura 4.43 Efectos de las ondas “P” y “S” sobre las estructuras

Figura 4.44 Fuentes de daños

En lo relativo a la tipología característica de las grietas que están provocadas por los movimientos sísmicos el más representativo es el denominado como grietas en “X”, pues al deformarse las estructuras por el movimiento relativo de las bases se crean unos esfuerzos de tracción sobre las diagonales de los paralelogramos que crean los daños al superarse la resistencia de los materiales. Figura 4.45.

Figura 4.45 Mecanismo de formación de las grietas en “X”

Criterios de prevención de daños por vibraciones

Una vez conocida la ley que gobierna la propagación de las ondas sísmicas en el medio rocoso, el siguiente interrogante es el grado de vibración máximo que pueden tolerar los diferentes tipos de estructuras próximas al área de excavación, para que no sufran daños.

La adopción de criterios o niveles de prevención de las vibraciones es frecuentemente una tarea delicada, que exige el conocimiento riguroso de los mecanismos que intervienen en los fenómenos de las voladuras y de las respuestas de las estructuras. Un criterio arriesgado puede llevar a la aparición de daños y desperfectos, mientras que una postura conservadora puede dificultar e incluso paralizar el desarrollo de la obra civil o minera que se está acometiendo.

Los criterios de prevención de las vibraciones generadas por voladuras han sido objeto de cantidad de estudios. En libros de texto se destacan o hacen mención entre otros a los de Thoenen y Windes en 1942 utilizando como parámetro principal la aceleración de la partícula; Crandell en 1949 quien empleo el ratio de energía; Morris en 1950 establece un nuevo criterio de daños basado en la amplitud de la vibración; Langefors y Kihlström en 1958 que adoptaron como parámetro más significativo la velocidad de partícula proponiendo varios niveles, según la intensidad de los daños potenciales hasta que posteriormente, en 1963 los investigadores llegaron finalmente a considerar el tipo de terreno en el cual se cimentaban las estructuras sin entrar en consideraciones de detalle sobre otros aspectos del entorno.

Durante la época de los 60 y 70, numerosos investigadores como Northwood, Crawford, Edwars entre otros, expusieron diversos límites de seguridad basados todos en la velocidad de partícula, buscando satisfacer la necesidad de adecuar esos niveles de prevención a los distintos tipos de construcciones.

En un paso más de desarrollo y perfeccionamiento de los criterios se introdujo, además del tipo de roca donde se cimentaba la edificación y del tipo de estructura que se pretendía proteger, una nueva variable de gran relevancia como lo es la frecuencia de la vibración.

Sin embargo de todo éste desarrollo en criterios de prevención de daños y a su asociación con técnicas de ingeniería sísmica aún no se logra un consenso entre técnicos, ingenieros y algunos organismos reguladores, quienes sobre condiciones iguales o similares expresan criterios diferentes, por tanto, si bien algunas entidades o países han promulgado algunas normas al respecto, son ejemplo la AFTES francesa, la Standard Association of Australia y la DIN americana, (ITGE, 1994, p.395), estas normas no han cobrado un carácter universal sino que han mantenido un alcance apenas local.

Como para complicar un poco más este escenario, son pocos los criterios desarrollados que han tenido en cuenta al ingeniero, en labores de campo, con muy poco conocimiento, o ninguno, sobre el fenómeno de las vibraciones, al no proporcionarle recomendaciones o bases de cálculo sencillas.

Uno de éstos pocos criterios, de sencilla aplicación, es el basado en la norma Sueca. En ésta los valores que se recomiendan están basados sobre un amplio conjunto de datos que correlacionan la componente vertical de velocidad de partícula y los daños inducidos a estructuras cimentadas en diferentes tipos de terrenos.

Los niveles máximos recomendados se estiman con la siguiente expresión:

donde:

Vo = Velocidad sin corregir máxima de partícula.

FK = Factor de calidad de la construcción.

Fd = Factor de distancia que tiene en cuenta la separación entre la voladura y el punto de registro.

Ft = Factor de tiempo con el que se tiene en cuenta la duración de los trabajos con explosivos

Los valores de velocidad máxima vertical de partícula que suelen utilizarse se muestran en la tabla 4.13

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.13 Velocidad (vertical) máxima de partícula

Se puede igualmente calcular éstos valores si se conoce la velocidad de propagación “ VCP” de las ondas de compresión “P”, medida sobre el terreno en el que se apoyan las estructuras, mediante la fórmula:

Expresando V0 en mm/s y VCP en m/s

El factor de calidad de construcción FK, se obtiene como el producto del factor de Edificación Fb y el factor de material de construcción Fm:

En la tabla 4.14 se indican los diferentes tipos de edificios que se clasificados en cinco grupos.

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.14 Factor “Fb” para diferentes tipos de edificios

En la tabla 4.15 se relacionan los factores de material de construcción. En la elección de Fm se debe tener en cuenta que el valor elegido debe corresponder el menos resistente que esté presente en la edificación.

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.15 Factor “Fm” de material de construcción

El factor de distancia Fd se puede estimar a partir de la figura 4.46 tomándose la menor distancia existente entre el lugar de la voladura y la estructura a proteger.

Figura 4.46 Factor de distancia Fd

Alternativamente a la tabla, se pueden utilizar las expresiones siguientes, donde la distancia se expresa en metros:

Fd = 1.91 d-0.28

Fd = 1.56 d-0.19

Fd = 1.91 d-0.29

Fd = 2.57 d –0.42

Para distancias superiores a 350 metros los factores son:

Fd = 0.22; Fd = 0.35; Fd = 0.50

Que permiten calcular los valores de V0 x Fd así:

Para V0 = 70 Þ 18mm/s en rocas rocas.

Para V0 = 35Þ 15 mm/s en morrenas.

Para V0 = 18Þ 9 mm/s en arcillas

En distancias inferiores a los 10m pueden presentarse problemas especiales y graves en las estructuras, ocasionados por la penetración de los gases en las juntas provocando desplazamientos en éstas. Por tanto, de existir la posibilidad de que éste fenómeno se presente es necesario efectuar registros para obtener la duración de los trenes de onda y las frecuencias dominantes para más de una componente.

El factor de duración del proyecto, Ft1, depende del periodo de tiempo en que se van a ejecutar las voladuras.

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.16 Factores de duración de proyecto

Criterios de prevención de daños por onda aérea

Generalmente la onda aérea implica un menor peligro que la onda de vibración terrestre. Y normalmente se asimila o se le atribuye el efecto de la rotura de vidrios el cual es muy factible que suceda sin necesidad que se presente una rotura, agrietamiento, en placa o en algún elemento estructural.

La probabilidad de rotura de vidrios para una sobrepresión determinada puede estimarse mediante la ecuación siguiente, sugerida por Redpath (ITGE, 1994, p.481):

Probabilidad de Ocurrencia (%) = 2.043 x 10-7 x Av1.22 x ΔP2.78

donde:

Av : Área del vano de ventana (m2).

ΔP : Sobrepresión aérea (mbar).

Se debe tener en cuenta que los niveles de ruido, medidos o registrados en dB(L), corresponden a una escala logarítmica, por tanto diferencias que a simple vista pueden ser mínimas en la realidad son de gran magnitud. Por ejemplo una lectura de 120dB(L) es del orden de 78.6% mayor que una de 115dB(L) .

En la tabla 4.17 se aprecian algunos efectos probables debidos a algunos valores de sobrepresión.

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.17 Probables daños ocasionados por onda aérea

Efecto de las vibraciones y onda aérea sobre las personas

Uno de los factores principales que se deben tener en cuenta durante la ejecución de voladuras, más si tienen alguna permanencia en el tiempo, es su afectación a las personas, pues, es claro que aún logrando niveles de vibraciones y de onda inferiores a los máximos permitidos para no ocasionar daños en estructuras, se pueden tener índices de percepción elevados que pueden generar desde pequeñas molestias hasta afectaciones más trascendentales.

Por tanto es normal, y aconsejable, que en muchos proyectos los parámetros para el control de vibraciones y ondas sean establecidos por la afectación y respuesta humana más que por la probabilidad de daños.

Existen numerosos estudios y normas sobre la respuesta humana a las vibraciones; Dentro de las normas se encuentran la ISO-2631 y la DIN-4150.

En la figura 4.47 se presentan algunos parámetros de respuesta humana vs vibraciones.

Fuente: Goldman, 1948Figura 4.47 Respuestas humanas a las vibraciones

Existe, entre otros, un procedimiento analítico para la estimación de la respuesta humana propuesto por Steffens (1974) ITGE, p483.1986. definido por un parámetro K calculado de la siguiente manera:

=

=

donde:

f : Frecuencia (Hz)

A : Amplitud máxima (mm)

V : Velocidad de partícula (mm/s)

A : Aceleración (mm/s2)

De acuerdo a los valores tomados por “K” se tienen los siguientes niveles de percepción. Tabla 4.18.

Fuente: MOPU, EspañaTabla 4.18 Respuesta humana para algunos valores de “K”

Recomendaciones para reducir los niveles de vibración del terreno y onda aérea

Si bien cada caso amerita un estudio independiente, se puede sin embargo observar unos criterios generales que, aplicados, ayuden a la mitigación de éstos efectos de las voladuras:

Minimizar la carga de explosivo por unidad de microrretardo. Esto se puede logra mediante las siguientes determinaciones:

Reduciendo el diámetro de perforación.

Acortando la longitud de los barrenos.

Seccionando las cargas dentro de los barreno se iniciándolas en distintos tiempos. Figura 4.48.

Figura 4.48 Voladuras con cargas seccionadas dentro de los barrenos

Utilizando el mayor número de detonadores o tiempos de retardo posible, con explosores secuenciales o reles de microrretardo si se supera la serie comercial de detonadores eléctricos.

Figura 4.49 Voladuras múltiples con el mismo número de barrenos y diferentes duraciones

Reducir el número de barrenos con detonadores instantáneos, ya que éstos presentan menor dispersión que los números más altos de la serie.

Elegir un tiempo de retardo entre barrenos y filas efectivas que evite una fuerte superposición de ondas y permita un buen desplazamiento de la roca.

Disponer la secuencia de iniciación de modo que ésta progrese desde el extremo más próximo a la estructura a proteger hasta los más alejados de la misma. Figura 4.50.

Utilizar el consumo específico adecuado, ya que una disminución de éste puede aumentar el confinamiento de las cargas y por consiguiente la intensidad de las vibraciones. Por otro lado, un consumo excesivo da lugar a una sobrecarga innecesaria que, por supuesto, produce grandes efectos perturbadores.

Figura 4.50 Secuencias de encendido con relación a la estructura a proteger

Controlar las perforaciones para que las mallas practicadas coincidan con las diseñadas.

Emplear sobreperforaciones con las longitudes mínimas necesarias para un buen arranque.

Disponer los frentes con la mayor superficie libre posible.

Crear pantallas o discontinuidades entre las estructuras a proteger y los macizos a volar.

Elegir los tiempos de retardo de modo que la voladura progrese a lo largo del frente a una velocidad inferior a la del sonido en el aire (340m/s).

Figura 4.51 Progresión de una voladura a lo largo de un frente

Aumentar el confinamiento de las cargas de explosivo con longitudes de retacado mayores de 25 veces el diámetro, pero no excesivas, y emplear material inerte adecuado.

Evitar el empleo de cordón detonante. Cuando éste sea absolutamente necesario cubrirlo con arena fina en una capa de al menos 7 o 10cm sobre éste.

No dispara las voladuras cuando la dirección del viento sea crítica.

Seleccionar esquemas y secuencias que eviten el reforzamiento de ondas.

Inspeccionar el estado de los frentes antes de las voladuras para corregir las cargas en los barrenos con piedra menores que las nominales o de diseño.

Controlar la carga de explosivo en terrenos con coqueras para evitar las concentraciones puntuales.

Disponer pantallas de tierra o vegetales entre las voladuras y los puntos receptores. Figura 4.52.

Figura 4.52 Interposición de pantallas entre voladuras y los puntos receptores

EVALUACIÓN DEL IMPACTO AMBIENTAL

Es importante resaltar el concepto temporal-continuo que posee el estudio del impacto ambiental EIA: estado del medio ambiente antes, durante y después de la actividad. Esto significa, en términos prácticos, que los ejecutores de la actividad deberán prever los cambios que se producirán en el medio, y sugerir medidas correctivas que impidan o mitiguen los efectos que serán causados, incluyendo un plan que permita restaurar o recuperar el medio físico y biológico que se afecte.

En la evaluación de impacto ambiental, EIA, que debe tenerse terminado antes de iniciar la actividad, se distinguen tres apartes:

El primer aparte es la “línea base” del estudio que no es otra cosa que una auditoria o un inventario del estado del medio ambiente antes de iniciarse la actividad que provoca la intrusión. Se conoce como “Línea Base” o bien en términos más internacionales “baseline”.

El segundo aparte corresponde a la descripción y análisis de los posibles impactos ambientales que se deriven del proyecto. Se conoce como el “análisis predictivo”.

El tercer aparte es el plan de rehabilitación y uso final del terreno afectado el cual, obviamente, estará basado en las conclusiones obtenidas en la investigación de línea base.

Definición de Línea Base

Los proyectos que implican el empleo de explosivos tienen connotaciones particulares especialmente si son mineros o de implantación de infraestructuras. Estas implicaciones se refieren a:

Valor localizado

La localización de una mina o de una vía, por ejemplo,, está predeterminada por la localización del mineral o el árido explotable o por la necesidad específica en caso de la obra de infraestructura. Esto implica, para el caso de la mina, que su localización se de únicamente sobre la masa del mineral a extraer. Para el caso de la obra de infraestructura, donde exista la necesidad, aunque en este caso se admiten algunas atenuantes que no hacen tan estricta su localización.

Inicio

El inicio de la actividad minera como de la implantación de una estructura viene precedido de un largo proceso de exploración y evaluación regional y local permitiendo el logro de una línea base adecuada.

Investigación de Línea Base

Los aspectos a considerar en una investigación de línea base son diversos y muchas veces complejos. La importancia de cada uno de ellos varía en función de las características específicas del proyecto y el medio donde se desarrolla. A continuación se relacionan algunos de los aspectos a considerar en la investigación de línea base:

Paisaje

Importancia en términos relativos, por ejemplo, zonas de reconocida belleza, tengan o no la categoría de reserva, parque nacional o regional.

Hábitat

Territorio que presenta unas condiciones ambientales determinadas y que está habitado por un conjunto de seres vivos para los que tales condiciones son las adecuadas.

Suelos

Se deberá contar con una adecuada caracterización de éstos, que permita prever los problemas que puedan derivarse de la infiltración de contaminantes.

Flora

Se debe disponer de un catálogo florístico, listado de plantas, poniendo especial énfasis en aquellas plantas que reciben protección especial por estar en peligro de extinción.

Fauna

Tratamiento similar al de la flora.

Geoquímica de la zona

Se deben conocer las características químicas del medio, poniendo especial atención en los suelos.

Rocas

La investigación geológica previa generará gran cantidad de mapas sobre los cuales hay que poner especial atención a la fracturación, fallas o redes de diaclasas, con el ánimo de evaluar las posibles infiltraciones de soluciones.

Aguas superficiales y subterráneas

Se deben determinar parámetros como:

Extensión y morfología de la cuenca de drenaje.

Características químicas de los cursos de superficie y lagos.

Características químicas de las aguas subterráneas.

Variaciones estacionales del nivel freático.

Productividad de los pozos de agua.

Usos del suelo: agricultura, ganadería, usos recreacionales, cercanía a núcleos urbanos, etc.

Ciencia y cultura: zonas de interés paleontológico, arqueológico y antropológico.

Descripción y Análisis de los Posibles Impactos Ambientales

Como ya se mencionó, la ejecución de alguna actividad con explosivos definitivamente tendrá algún grado de afectación sobre el medio natural. Sin embargo, estos efectos son susceptibles de ser contrarrestados o bien mitigados a través de medidas correctoras.

Una vez se tenga completa la línea base, el EIA debe incluir un aparte sobre los impactos ambientales que podría generar el proyecto, y por supuesto, deberá además incluir un listado de las medidas correctivas que se implantarán:

Impacto visual

Con frecuencia la vista desde una carretera, de una zona extractiva o una mina y sus instalaciones, será el único contacto, de la comunidad próxima con el proyecto. Así, el informe de EIA deberá dejar en claro cual será la extensión de dicho impacto y las medidas correctivas que se adoptarán.

Gestión de las aguas

Otro de los puntos relevantes del informe, deberá contemplar los siguientes aspectos:

Control de escorrentías y procesos erosivos.

Capacidad de almacenamiento de agua para las actividades de mina o extracción y planta de tratamiento de minerales.

Minimización del impacto causado por la extracción de aguas subterráneas.

Prevención de fenómenos de contaminación de las aguas subterráneas y superficiales.

Flora y fauna: las actividades con explosivos impactan negativamente la flora y la fauna. Cuando la actividad es subterránea la afectación es inferior que cuando se hace a cielo abierto. Esta afectación se da por la presencia humana, de maquinaria, movimiento de vehículos, ruido, etc. El informe contemplara estas afectaciones y las medidas para contrarrestarlas.

Ruido: el ruido puede ser un factor importante si las operaciones mineras se desarrollan cerca de núcleos urbanos. Sin embargo si éstos no están próximos el ruido también afecta a la fauna.

Vibraciones – estabilidad del terreno: si la actividad se desarrolla cerca de centros urbanos la voladura de rocas puede inducir vibraciones inaceptables. A este problema se debe agregar el de las ondas de choque generadas por las mismas explosiones. El informe EIA deberá entregar datos predictivos de dichos impactos. Otro factor a considerar en la minería subterránea, es la subsidencia del terreno debido al desarrollo de galerías y cámaras de extracción.

Polvo y otras emisiones a la atmósfera: el polvo puede ser un problema importante en centros urbanos próximos a explotaciones en zonas áridas y semiáridas. Aún si no existe esta proximidad el polvo continúa siendo problemático para la vegetación que verá disminuida su capacidad de fotosíntesis al verse cubierta por éste.

Tráfico: el movimiento de camiones con explosivos causa trastornos en las comunidades locales por el ruido, por la pérdida de seguridad vial, por el problema del mantenimiento vial, etc.

Gestión de explosivos: el informe deberá contener un listado de los productos a usar y los procedimientos a seguir con los mismos en sus diferentes etapas.

Gestión de riesgos: a pesar de las precauciones que se implanten existirá el riesgo de un accidente. El informe contendrá un listado de los riesgos detallando los planes de contingencia a implantar si llegasen a ocurrir.

Gestión de residuos: el informe deberá explicar los siguientes aspectos:

Características químicas de los residuos.

Una estimación del volumen de residuos.

El impacto en la fauna.

Plan para el vertido controlado.

Impacto social y económico.

Rehabilitación y Uso Final del Terreno

La rehabilitación es un aspecto integral de las operaciones con explosivos que incorpora dos elementos básicos:

Plan de uso final del terreno.

Plan de rehabilitación.

De igual manera deberá incluir los siguientes puntos:

Revegetación, densidad de plantas: con que plantas se repoblará, cantidad de plantas por metro cuadrado, etc.

Diversidad de especies: no es suficiente con repoblar con algunas especies vegetales, la zona deberá ser repoblada con un número de especies animales y vegetales equivalentes a la original.

La química y los sólidos en suspensión de las aguas de escorrentía. Debe resolver: ¿Qué tan limpia quedo el área?, ¿persiste su contaminación?

FACTORES CONTROLABLES DE UNA VOLADURA

Si bien éstos ya fueron estudiados en capítulos anteriores, a continuación se hace una referencia de los mismos pero desde un enfoque más práctico y matemático.

Altura de Banco (H)

Es la distancia vertical desde la superficie horizontal o cresta hasta la superficie inferior o pata (Escuela de ingenieros militares, 2002, p.77).

Figura 4.2 Altura de banco “H”; diámetro de barreno “D”; burden o piedra “B”

Con frecuencia la altura más económica de altura de banco “H” expresada en metros, es igual a cuatro veces el diámetro de los barrenos expresado en pulgadas. (Ibid, p.77). Situación que se cumple para diámetros de barreno inferiores a 6”.

H(m) = 4 x D (pulg)

Sin embargo no hay que olvidar que la altura de banco también esta determinada por la capacidad de los equipos de perforación y por seguridad ante la estabilidad del talud o deslizamientos, no debe ser superior a 20m.

De manera general se puede recurrir a las siguientes expresiones para el cálculo de la altura de banco cuando se utiliza la perforación por percusión:

H(m) = cte x D(mm)

cte: factor que toma valores entre 0.1 y 0.15

H(m) = cte x D(pulg)

cte: factor que toma valores entre 8 y 12.

En la figura 4.3 se presenta un ábaco sugerido por la Escuela de ingenieros militares, 1996, como herramienta para el cálculo de la altura de banco en función del diámetro del barreno o viceversa.

Figura 4.3 Determinación del diámetro del barreno para diferentes alturas de banco

Burden o Piedra (B)

Línea de menor resistencia a la cara libre o distancia entre filas de barrenos. Normalmente su valor, expresado en metros, se toma igual al diámetro de los barrenos expresado en pulgadas. (Escuela de ingenieros militares, 1996, p.190).

B(m) = D(pulg)

Igualmente se considera normal que la altura del banco sea de 2.5 a 3 veces el burden. Sin embargo debe tenerse en cuenta que tanto el burden como el espaciamiento son, en gran medida, dependientes de el diámetro e los barrenos, de las propiedades de la roca, de los explosivos y de los requerimientos finales de fragmentación y desplazamiento de la voladura.

Así, ante la necesidad de una buena fragmentación en terrenos duros y masivos, las dimensiones de burden y de espaciamiento deben ser pequeñas. Por otro lado, si la fragmentación no es tan exigente o el estrato a volar se encuentra altamente fizurado se puede dar mayor dimensión al burden y al espaciamiento, en concordancia con mayores diámetros de perforación, sin detrimento del éxito de la voladura.

Se presentan situaciones de voladura en rocas masivas, o de gran profundidad o que son formaciones sedimentarias donde la fragmentación no es relevante y por el contrario sí se requiere cortar la roca a nivel de piso sin la ayuda de ninguna discontinuidad natural.

En este caso el modelo anterior se ve limitado por el área donde la voladura es eficiente y se recurre a una expresión algo más general para obtener el burden óptimo, dependiendo de las características de las rocas.

B(mm) = V = cte x D(mm)

donde:

cte : factor que toma valores entre 25 y 40

D : diámetro del barreno expresado en mm

B ó V : burden expresado en mm

B(pies) = cte x D(pulg)

donde:

cte : factor que toma valores entre 25 y 35

D : diámetro del barreno expresado en pulgadas

B ó V : burden expresado en pies

La Escuela de ingenieros militares, 1996, p.191, sugiere el ábaco de la figura 4.4 para el cálculo de éstos parámetros en función del diámetro del barreno, donde se muestra el factor burden máximo/diámetro promedio de barreno, “V/D” para diferentes diámetros de barreno en función de las propiedades de la roca de roca. La inclinación del barreno va de 15º a 20º con la vertical. Para barrenos verticales se reduce el burden entre un 5 y un 10%.

Figura 4.4 Factor burden máximo/diámetro promedio de barreno, “V/D”

Espaciamiento (E)

Es la distancia entre los barrenos de una misma fila. Una buena aproximación a su valor es considerarlo igual al burden B en plantilla cuadrad o de 1.3B a 1.5B en plantilla al trebolillo o rectangular. Un valor bastante acertado es de 1.3 veces la distancia de la línea de menor resistencia.

En filas para voladuras de precorte el valor es menor y se aplican las expresiones:

E(m) = 0.8 x B

E(m) = 0.5 x B

Figura 4.5 Espaciamiento “E”. Distancia entre barrenos de una misma fila

Profundidad del Barreno (L)

La profundidad del barreno equivale a la altura del banco más la sobreperforación requerida, por debajo del nivel de piso, para garantizar su rompimiento y la no aparición de repiés. Esta sobreperforación normalmente es de 0.3 veces el valor del burden. Así, la altura o profundidad del barreno estará dada por la siguiente expresión:

L(m) = K + 0.3B

Figura 4.6 Profundidad de barreno “L”; sobreperforación “J”

Diámetro el Barreno (D)

Determinado por el equipo de perforación, coincide con el diámetro de la barrena perforadora. La medida adecuada, expresada en pulgadas, es igual a la cuarta parte de la altura del banco expresada en metros.

D(pulg) = H/4 (m)

Debe tenerse en cuenta la gran influencia del diámetro del barreno en la fragmentación de la roca volada y su relación con el burden y la altura de banco. Es un parámetro bastante relevante en la producción de vibraciones y de onda aérea.

Atacadura

Es el sello, con material inerte, de la boca del barreno con el fin de retardar el escape de los gases de la explosión. Su longitud es de 1/3 del largo total del barreno o la del burden y se considera útil si tiene al menos 30cm

Columna Explosiva

Es la parte del barreno que contiene el explosivo y constituye entre la mitad y las dos terceras partes del barreno. Se divide en dos partes cuales son: la carga de fondo, Cf, y la carga de columna Cc.

La carga de fondo es la carga de explosivo de mayor densidad o potencia y es la encargada de romper la parte más confinada del barreno y garantizar su desprendimiento. En esta carga es donde se ubica el cebo iniciador. Su longitud normalmente es equivalente a la del burden mas la sobreperforación, (B + 0.3B), y se expresa en Kg/m3 de explosivo.

Su longitud es definida por la siguiente expresión matemática:

Cf = 1.3 B

La carga de columna se ubica sobre la carga de fondo, pudiendo ser de menor densidad ya que supone que el confinamiento de la roca en este sector del barreno es inferior que en el fondo. Su longitud esta dada por:

Cc = H – 2.3 B

Un exceso de carga en el barreno produce proyecciones y su energía es proporcional al exceso por m3. Se ha estimado que el centro de gravedad de las masas de la voladura podría desplazarse hasta seis metros hacia delante por cada 0.1 kg/m3.

Carga Específica

Es la cantidad de kg de explosivo utilizado por m3 de roca volada; se expresa en Kg/m3 y se conoce también como factor de carga.

Se constituye en un excelente parámetro de referencia para calcular la carga l de una voladura; no se debe olvidar, sin embargo, la importancia que tiene la distribución de la carga, pues resulta una mejor fragmentación si ante una misma carga específica esta se ubica en barrenos próximos de pequeño diámetro que la que se obtenga en una de barrenos de mayor diámetro y más separados. Otro aspecto es la distribución de la carga en un mismo barreno que puede ser en fondo en columna o espaciadas. El consumo específico real de explosivo se obtiene dividiendo el volumen o peso total obtenido luego de la voladura, entre el total de explosivo utilizado.

Perforación Específica (Factor de Perforación [m/m3])

Hace referencia al volumen de la perforación requerida, en metros, para volar una unidad de volumen de roca.

L/H/BE

siendo:

L : profundidad del barreno.

H : altura de banco.

BE : burden por espaciamiento

Volumen de Voladura

El volumen teórico de la voladura se calcula como: el área superficial del banco por su altura.

Vt = S x H

Adicionalmente el peso del material volado se obtiene de multiplicar este volumen por el peso específico de la roca volada.

IMPACTO AMBIENTAL

Hoy en día se vive una época de gran concienciación del medio ambiente fomentada principalmente por grupos de interés social, conocidos como ambientalistas, los medios de comunicación, el mismo estado e incluso algunas industrias, que han entendido que los procesos industriales tienen impactos negativos en el medio ambiente tales como la generación de residuos, el deterioro del ecosistema y el agotamiento de los recursos naturales.

En este contexto, las operaciones de voladura de rocas, para referirse de manera genérica al empleo de explosivos, tienen incidencia sobre el medio ambiente con consideraciones tales como la introducción permanente de un insumo extraño y la generación de desechos; en segundo lugar las consideraciones para la eliminación de estos residuos y finalmente las propias por el aporte de niveles de contaminación al aire, al suelo y al agua, por las eventuales contingencias con los insumos, que en este caso son los explosivos.

El concepto de impacto ambiental de una actividad o de un proceso productivo se debe entender como la diferencia existente en el medio ambiente natural existente antes de iniciar la actividad, con el medio ambiente que se presente durante y después de la ejecución de la actividad o del proceso productivo.

ONDAS VIBRATORIAS

Figura 4.32 Voladura con alta producción de gases, polvo y proyecciones

Derivadas de una voladura, se pueden identificar tres efectos secundarios, que pueden generar un ambiente de molestia y aún de peligro en el entorno y en las estructuras próximas. Estos efectos o fenómenos son: las vibraciones, la onda aérea y las proyecciones, por lo general, acompañadas también de polvo.

Para minimizar éstos problemas, perturbaciones, es necesario revisar los elementos y factores que incrementan y determinan la magnitud de su ocurrencia, con el fin de mitigarlos y hacerlos menos peligrosos para el entorno humano, animal y vegetal y, por supuesto, para las estructuras próximas. Es, sin embargo, aconsejable, acompañar a la labor estrictamente técnica, con una labor de trabajo social y de información a la comunidad vecina al sitio de las explotaciones.

A continuación se analiza la teoría de generación y propagación de las vibraciones y onda aérea producida por las voladuras, su metodología de estudio, los criterios de daños aplicables y los parámetros de diseño que el ingeniero debe considerar para controlar esas alteraciones ambientales.

PLANTILLAS DE PERFORACIÓN

Es la forma en que se distribuyen los barrenos de una voladura, considerando básicamente a la relación de burden/espaciamiento y su directa vinculación con la profundidad de los mismos. (Escuela de ingenieros militares, 1986, p.208).

La representación gráfica de la disposición de éstos elementos es lo que se conoce como la plantilla de la voladura, de las cuales las mas conocidas son: la cuadrada, la rectangular y el tresbolillo y en banqueo los cortes longitudinales, cortes en “V” o en cuña, corte echelon y cortes combinados. Entre éstas, muchas veces se prefieren las cuadradas y las rectangulares dada su facilidad en el replanteo y perforación, aún cuando otras configuraciones arrojen mejores resultados.

Plantilla Cuadrada

La disposición de los barrenos en cada fila es alineada directamente detrás del barreno de la fila inmediatamente anterior. Matemáticamente la medida del burden es igual al espaciamiento. (figura 4.7).

Figura 4.7 Plantilla cuadrada.”B = E”

Plantilla Rectangular

La diferencia de la plantilla rectangular con la cuadrada es simplemente que en la rectangular el burden es menor que el espaciamiento. El alineamiento de las perforaciones, sigue siendo una detrás de la otra de la fila inmediatamente anterior (figura 4.8).

Figura 4.8 Plantilla rectangular “B<E”

Plantilla Tresbolillo

Es una variación de las dos anteriores en donde el burden y el espaciamiento pueden bien ser iguales o incluso el burden algo menor que el espaciamiento. La diferencia radica en que las perforaciones, en filas sucesivas, se ubican a la mitad del espaciamiento de la fila anterior.

Dado lo irregular que resulta esta plantilla se suelen perforar barrenos auxiliares en el perímetro de la misma con el objeto de lograr uniformidad en el banco resultante o remanente. (figura 4.9).

Figura 4.9 Plantilla tresbolillo “B≤E”

Plantilla en “V”

Consiste en que a partir de una plantilla cuadrada o rectangular, pues no es muy recomendada su aplicación sobre una tresbolillo, y mediante el empleo de retardos se genere un ángulo, “A” de movimiento, entre la cara libre inicial y la cara de salida real de la voladura. (figura 4.10).

Figura 4.10 Plantilla en “V”

Cuando se aplica la plantilla en “V” con microrretardo sobre una plantilla cuadrada, el ángulo de movimiento generado “A” es de 45º con respecto a la cara libre. Es así como por ejemplo, una plantilla cuadrada de 3 x 3 m se convierte en una plantilla rectangular con el burden de 2,12 y un espaciamiento de 4,25m. (Figura 4.11).

Figura 4.11 Plantilla cuadriculada con microrretardo en “V”

Si la aplicación de microrretardo en “V” se ejecuta sobre una plantilla rectangular, el ángulo de movimiento “A” varía en relación con las dimensiones de burden y espaciamiento. Por tanto la determinación de dicho ángulo estará dado por la ecuación

Tan A = B/E

siendo:

B = Burden

E = Espaciamiento

Y el burden efectivo, Be, y el espaciamiento efectivo, Ee, en relación con la dirección del movimiento será. (Figura 4.12).

Figura 4.12 Plantilla rectangular con microrretardo en “V”

No se recomienda que el ángulo de movimiento “A” sea inferior a 15º. La plantilla de microrretardo en “V” se utiliza con mayor frecuencia para barrenos de diámetros entre 3.5” y 5” con profundidades hasta 18 m. Una configuración adecuada con microrretardo en “v” depositaría el material volado en un montón a 90º frente de la cara libre de la voladura. (figura 4.13).

Figura 4.13 Aplicación plantilla con microrretardo en “V”

En algunas oportunidades será conveniente abrir la voladura con el fin de lograr mayor movimiento de material hacia el frente. Para tal fin se emplean dos barrenos con retardo 25ms. (figura 4.14).

Figura 4.14 Plantilla microrretardo en “v” abierta o echelón

Plantilla Echelón

Consiste en aprovechar la situación de una voladura con dos lados expuestos dirigiendo el movimiento de la voladura hacia esos frentes. (Figura 4.15).

Figura 4.15 Plantilla echelón

Plantilla en Canal

Se emplean en terrenos de ladera donde no hay suficiente espacio para la plantilla echelón en “V” por tanto se requiere un diseño estrecho de voladura. Tiene como objeto confinar el movimiento de la roca al área de la voladura exclusivamente.

Se suelen utilizar retardos no consecutivos con el fin de proporcionar mayor tiempo al movimiento de la roca. (Figura 4.16).

Figura 4.16 Plantilla en canal

Plantilla de Microrretardo de Barrenos Alternados

De poco uso el cual se limita básicamente a formaciones laminadas delgadas con gran espaciamiento. (figura 4.17).

Figura 4.17 Plantilla con barrenos alternados

Plantilla de Microrretardo de Hundimiento

Se presenta este requerimiento cuando no se dispone de una cara libre o de alivio para la voladura.

Por tanto el resultado que se presente es del de una voladura vertical para lograr esa cara faltante a donde pueda moverse la voladura. Así es que se requiere de disminuir el burden y el espaciamiento en los barrenos iniciales de la plantilla para abrir el área de alivio para los barrenos restantes. Con este tipo de plantilla se incrementa el riesgo de generación de onda, vibraciones y proyecciones.

Plantilla de Cordón Detonante

El uso del cordón detonante tiene aplicación para las plantillas de microrretardo mencionadas anteriormente, conjugando las propiedades propias con las de los elementos asociados a su uso como es el conector de microrretardo en superficie, entre otros, que interrumpe la detonación del cordón por un espacio de tiempo para después reiniciarlo. Sin embargo, como se menciono en los correspondientes apartes de los capítulos 2 y 3, hay que tener presente la posibilidad de la rotura del cordón por el movimiento de la voladura y tomar las debidas precauciones dentro de las cuáles una puede ser el asegurar el disparo de todos los barrenos con un sistema de doble disparo y/o la aplicación de un circuito totalmente cerrado. (figura 4.18).

Figura 4.18 Plantilla de cordón

PROSPECCIÓN SÍSMICA

La prospección sísmica es una técnica geofísica que pretende, a través de fenómenos físicos naturales o inducidos, encontrar la distribución del terreno a determinada profundidad. Algunas de las principales técnicas geofísicas se resumen en la tabla 4.11.

La prospección sísmica depende del hecho que la tierra se ha segregado durante las diferentes etapas y procesos geológicos en lechos de densidad y comportamiento elástico diferentes. Así, el determinar e identificar irregularidades como fallas y plegamientos en los lechos se convierte en el objetivo de la sísmica; éstas fallas se pueden constituir en depósitos de acumulación para gases e hidrocarburos.

Fuente: Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994Tabla 4.11 Técnicas Geofísicas

El proceso básico que se da es que el explosivo, debidamente ubicado en el barreno, al detonar genera ondas de energía sísmica en todas direcciones. Esta energía atraviesa las formaciones geológicas y al llegar a las fronteras de formaciones de diferentes impedancias acústicas se divide regresando parte de esta a la superficie donde se registra por dispositivos electromecánicos de gran sensibilidad conocidos como geófonos.

Cuando estos instrumentos se colocan cerca de la fuente con el fin de registrar la energía que viaja en trayectoria vertical se habla de método de reflexión. Cuando los instrumentos se colocan a lo largo de distancias mucho mayores, en comparación con la profundidad del estudio, con la pretensión de estudiar las ondas horizontales de energía sísmica que viajan en un material de alta velocidad cubierto por materiales de velocidades inferiores, se habla de método de refracción.

Estas metodologías han tenido también aplicación en la voladura de rocas midiendo la velocidad de propagación de las ondas longitudinales por el método de sísmica de refracción en superficie.

De su aplicación se obtiene la correlación entre el consumo específico de explosivo y la velocidad sísmica de propagación.

La medida de la velocidad de las ondas sísmicas refleja el grado de compacidad y el estado de alteración de las diferentes formaciones rocosas. Con estos parámetros se puede estimar el coeficiente de elasticidad de la roca. Si se requiere, por medio de una voladura, una buena fragmentación de roca se requerirá mayor energía en la medida en que la velocidad de transmisión longitudinal sea también mayor. En algunas oportunidades el método de refracción tiene limitaciones en cuanto a la profundidad y no reconoce diferentes niveles en la formación. Para obviar esta situación se distinguen otros métodos cuales son:

Método Up Hole: Consiste en colocar dentro de un barreno una serie de geófonos que registren la energía sísmica producida por una fuente superficial (Figura 4.29):

Figura 4.29 Método “Up Hole”

Método Dow Hole: La posición de los explosivos se intercambia con las de los geófonos. Figura 4.30.

Figura 4.30 Método “Dow-hole”

Método de Cross-hole. Variante alternativa de los dos anteriores, en la que tanto la generación de la onda como su transmisión y registro se realizan en el mismo medio. Figura 4.31.

Figura 4.31 Método Cross-hole

Tabla 2 Minería a cielo abierto: Métodos de explotación y principales efectos ambientales

TABLA MATRIZ DE IDENTIFICACIÓN DE IMPACTOS

*Los colores no están estandarizados, cada persona elegirá los colores que crea más apropiados.*Las acciones de Proyecto y la calificación de las mismas variará en cada caso

TABLA VELOCIDADES SÍSMICAS DE DIFERENTES TIPOS DE ROCAS Y SUELOS

Fuente: ITGE

VIBRACIONES Y ONDA AÉREA

Se debe destacar que la energía ondulatoria es un reflejo de la naturaleza de la fuente o excitación que la produce, lo que implica que, la variación en las presiones en el punto de excitación se transmite con mayor o menor intensidad en todo el medio.

La Explosión

La onda de compresión producida en la explosión tiene una pendiente inicial que depende solo del gradiente de la liberación de gases lo que, en otras palabras, quiere decir, de la velocidad de detonación del explosivo. Al aumentar su valor, ésta onda de compresión produce una pulverización del material del entorno de la carga y la apertura de grietas radiales, amortiguando la energía y disminuyendo la pendiente de la onda de presión. (ver desarrollo de voladura en el numeral 3.3)

Al transmitirse la onda por el medio llega a la superficie libre (superficie horizontal en el caso de voladuras en cráter o superficie vertical en las voladuras de banco), en donde se refleja pasando a onda de sentido de avance inverso al de la onda incidente.

Como la resistencia a tracción del medio es muy inferior a la de compresión, la onda de tracción produce la rotura de la roca, disipando la mayor parte de la energía acumulada. De esta forma la rotura del terreno o de la roca se produce por los siguientes efectos:

Pulverización por efecto de la onda de compresión.

Agrietamiento radial por tracciones, debido a la onda de compresión.

Rotura en frente o en cráter por las tracciones inducidas por la onda reflejada.

Roturas a cortante por efecto de las ondas de compresión y de tracción.

Cada rotura o grieta implica, primero, una acumulación de energía elástica y posteriormente su disipación dinámica en el trabajo de rotura y, por tanto, en la generación de una onda.

Estructura de la Vibración

Cada uno de los efectos de la voladura mencionados anteriormente, participarán en la estructura de vibraciones de la voladura, generando ondas que se pueden discriminar así:

La onda de compresión y tracción que produce la rotura del medio.

Ondas correspondientes a la rotura a equicompresión del terreno en el entorno de la carga.

Ondas correspondientes a la rotura a la tracción del terreno.

Ondas correspondientes a la rotura a cortante.

La onda de compresión y su reflejada de tracción tiene una frecuencia muy baja, aproximadamente 1 Hz, y está constituida por únicamente dos semiondas. (Du Pont, 1979, p.496). Aunque ésta onda aparece reflejada, sus efectos sólo se consideran de cara al efecto rompedor del explosivo y del mecanismo de la explosión.

Por su baja frecuencia ésta onda viene asociada a elevadas velocidades de partícula y grandes deslazamientos, por lo que en su transmisión su atenuación será mucho mayor en materiales de baja resistencia a la tracción. Su atenuación por amortiguación interna es mínima en los siguientes casos:

En medios sólidos por debajo del nivel freático, en que se transmite como onda de presión en el agua.

En materiales cohesivos saturados, en que se transmite a través del agua de saturación, con comportamiento no drenado, con las mismas propiedades que en el caso anterior.

Con mayor atenuación, en medios rocosos sanos, en que pueden admitirse valores altos en las tracciones.

El resto de las componentes de la vibración suelen tener frecuencias por encima de los 10 Hz en casi todos los casos y con mayor transmisión de energía por encima de los 50Hz. Las componentes debidas a cada tipo de rotura no son diferenciables.

Variables que Intervienen en la Producción de Vibraciones

Las variables que afectan las características de las vibraciones son, prácticamente, las mismas que afectan los resultados de las voladuras, clasificándose en dos grupos según sean controlables o no controlables.

Geología local y características de las rocas

La geología local del entorno y las características geomecánicas de las rocas tiene una gran influencia sobre las vibraciones. En los macizos rocosos homogéneos y masivos las vibraciones se propagan en todas las direcciones, pero en estructuras geológicas complejas, la propagación de las ondas puede variar con la dirección y por consiguiente presentar diferentes índices de atenuación o leyes de propagación.

La presencia de suelos de recubrimiento sobre substratos rocosos afecta, generalmente, la intensidad y frecuencia de las vibraciones. Los suelos tienen unos módulos de elasticidad inferiores a los de las rocas, y por ello, las velocidades de propagación de las ondas disminuyen en esos materiales.

La frecuencia de vibración, f, también disminuye, pero el desplazamiento, A, aumenta significativamente conforme los espesores de recubrimiento sean mayores.

La magnitud de las vibraciones a grandes distancias decrece rápidamente si existe material de recubrimiento, pues una gran parte de la energía se consume en vencer las fricciones entre partículas y en los grandes desplazamientos de éstas. En puntos próximos a las pegas las características de las vibraciones están afectadas por los factores de diseño de las voladuras y la geometría de las mismas. Para distancias grandes al lugar de excavación, los factores de diseño son menos críticos y pasan a dominar las propiedades de los medios rocosos y los suelos de recubrimiento en las características de las ondas.

Los materiales superficiales modifican el tren de onda haciendo que éste tenga mayor duración y menor frecuencia, aumentando así la respuesta y el daño potencial a estructuras próximas.

Las frecuencias de las vibraciones en minas de carbón son menores que las generadas en voladuras de canteras y obras de construcción, debido principalmente a la longitud de las columnas de explosivo, la complejidad de las estructuras geológicas y la presencia de suelos de recubrimiento. Figura 4.33.

Fuente: dowding, 1980Figura 4.33 Frecuencias dominantes en operaciones de arranque con voladuras

Una cantidad considerable de la energía transportada por las vibraciones en minas de carbón tiene una frecuencia inferior a 10Hz que inducen grandes desplazamientos del terreno y altos niveles de tensión, llegando a producir daños importantes en estructuras con frecuencias de resonancia entre 4 y 12Hz. (Du Pont, 1979, p.496)

Peso de la carga operante

La magnitud las vibraciones terrestres y aéreas en un punto determinado varía según la carga de explosivo que es detonada y la distancia de dicho punto al lugar de la voladura.

En voladuras donde se emplean retardos, siempre y cuando éstos sean lo suficientemente grandes para que no se produzcan interferencias constructivas entre las ondas generadas por los distintos grupos de barrenos, será la mayor carga por barreno la que influirá directamente en la intensidad de las vibraciones.

Cuando en la voladura existen varios barrenos con detonadores que poseen el mismo tiempo de retardo nominal, la carga máxima operante suele ser menor que la total, debido a la dispersión en los tiempos de salida de los detonadores empleados. Por esto, para determinar la carga operante, se estima una fracción del número total de cargas iniciadas por detonador del mismo retardo nominal.

El peso de la carga operante es el factor individual más importante que afecta a la generación de las vibraciones. La relación existente entre la intensidad de las vibraciones y la carga operante es de tipo exponencial, y así por ejemplo para la velocidad de partícula se cumple:

Siendo “a”, según el U.S Bureau of Mines, (López, 1985 p.55), del orden de 0.8.

Distancia al punto de la voladura

La distancia a las voladuras tiene, al igual que la carga, una gran importancia sobre la magnitud de las vibraciones. Conforme la distancia aumenta la intensidad de las vibraciones disminuye de acuerdo a una relación del tipo (López, 1985, p.55):

Donde el valor de “b”, según el U.S. Bureau of Mines (ibid, p.56), es del orden de 1.6.

Consumo específico de explosivo

Otro aspecto interesante, y en ocasiones confuso en cuanto a su concepto, es el que se refiere al consumo específico del explosivo.

Frente a problemas de vibraciones, algunos ingenieros plantean reducir el consumo específico de las voladuras, pero no hay nada más alejado de la situación de nivel mínimo, pues se han llegado a registrar voladuras en las que bajando el consumo de explosivo un 20% con respecto al óptimo, los niveles de vibración medidos se han multiplicado por 2 y por 3, como consecuencia del gran confinamiento y la mala distribución espacial del explosivo lo que origina una falta de energía para desplazar y esponjar la roca fragmentada. (Ibid, 1985, p.56).

En la figura 4.34 se puede observar la influencia del consumo específico en situaciones extremas y próximas al nivel óptimo de utilización en voladuras en banco.

Figura 4.34 Influencia del consumo específico de explosivo en la intensidad de la vibración

Tipos de explosivos

Existe una correspondencia entre las velocidades de partícula y las tensiones inducidas en las rocas. La constante de proporcionalidad es la impedancia del medio rocoso.

Así, la primera consecuencia práctica es que aquellos explosivos que generan presiones de barrenos más bajas provocarán niveles de vibración igualmente bajos. Estos explosivos son los de baja densidad y baja velocidad de detonación, por ejemplo el ANFO. Si se compara una misma cantidad de ANFO con un hidrogel común, o uno aluminizado, la intensidad de las vibraciones generadas por el primero es 2 veces y 2,4 veces menor respecto a la de sus comparaciones respectivamente.

En los estudios vibrográficos, si se utilizan explosivos de potencias muy dispares, las cargas deben ser normalizadas a un explosivo patrón de potencia conocida. Normalmente se toma el ANFO como explosivo de referencia, ya que es el que se consume con mayor frecuencia.

Tiempos de retardo

El intervalo de retardo entre la detonación de barrenos puede referirse al tiempo de retardo nominal o al tiempo de retardo efectivo. El primero es la diferencia entre los tiempos nominales de iniciación, mientras que el tiempo de retardo efectivo es la diferencia de los tiempos de llegada de los pulsos generados por la detonación de los barrenos disparados con periodos consecutivos. En el caso simple de una fila de barrenos éstos parámetros están relacionados por la siguiente expresión:

donde:

te = Tiempo de retardo efectivo.

tn = Tiempo de retardo nominal.

S = Espaciamiento entre barrenos.

vc = Velocidad de propagación de las ondas sísmicas.

Φ = Ángulo entre la línea de progresión de la voladura y la posición del captador.

La figura 4.35 muestra el caso de una fila de barrenos con diferentes posiciones relativas de los captadores.(Wiss y Linehan, citado por Itge, 1986, p.457).

Figura 4.35 Posiciones relativas de los puntos de registro

En lo relativo al tiempo mínimo de retardo para eliminar interferencias constructivas o con efectos sumatorios se sugieren intervalos mayores a 3 veces el período de vibración donde se supone que no existe colaboración entre barrenos adyacentes detonados de forma secuenciada, debido a la amortiguación de las señales.

Influencia de las Variables Geométricas de las Voladuras

La mayoría de las variables geométricas de diseño de las voladuras tienen una gran influencia sobre las vibraciones generadas.

Diámetro de perforación

El aumento del diámetro de perforación es negativo, pues la cantidad de explosivo por barreno es proporcional al cuadrado del diámetro, resultando frecuentemente unas cargas operantes muy elevadas.

Altura de banco

Debe intentarse mantener una relación “H/B > 2” para obtener una buena fragmentación y eliminar los problemas de repiés, al mismo tiempo que se reduce el nivel de las vibraciones por estar las cargas menos confinadas.

Piedra y espaciamiento

Si la piedra es excesiva los gases de la explosión encuentran resistencia para fragmentar y desplazar la roca y parte de la energía del explosivo se transforma en energía sísmica aumentando la intensidad de las vibraciones.

Este fenómeno se aprecia más claramente en las voladuras de precorte, donde el confinamiento es total y pueden registrarse vibraciones del orden de 5 veces las esperadas en una voladura común de banco. Figura 4.36.

Figura 4.36 Efectos de una carga explosiva según la dimensión de la piedra

Si la dimensión de la piedra es reducida los gases se escapan y expanden hacia el frente libre a una alta velocidad, impulsando los fragmentos de roca en proyecciones incontroladas y provocando adicionalmente un aumento de la onda aérea y el ruido.

En lo relativo al espaciamiento, su influencia es semejante a la del parámetro anterior pues incluso su misma dimensión depende del valor de la piedra.

Sobreperforación

Cuando se utilizan longitudes mayores a las necesarias, cada sección adicional colabora con una cantidad de energía cada vez menor en el cizallamiento y movimiento de la roca en la base, y por lo tanto un porcentaje cada vez mayor de la energía desarrollada por el explosivo se convierte en vibraciones del terreno.

Retacado

Si la longitud de retacado es excesiva, además de presentar problemas de fragmentación, se aumenta el confinamiento, pudiendo dar lugar a mayores niveles de vibración.

Inclinación de los barrenos

Los barrenos inclinados permiten un mejor aprovechamiento de la energía al nivel del piso, consiguiéndose incluso una reducción de las vibraciones.

Desacoplamiento

Experimentalmente se ha determinado que empleando desacoplamientos del 65 al 75% se mejora la fragmentación y la uniformidad de la granulometría y que se disminuye el porcentaje de voladura secundaria entre 2 y 10 veces, así como el consumo específico del explosivo y la intensidad de las vibraciones.

Tamaño de las voladuras

Las dimensiones de las voladuras están determinadas, por un lado, por las necesidades de producción, y por otro, por las cargas máximas operantes arrojadas por los estudios vibrográficos a partir de las leyes de propagación, tipos de estructuras a proteger y parámetros característicos de los fenómenos perturbadores.

Características de las Vibraciones Terrestres

Dado el grado de complejidad que sería el estudio real del fenómeno de la vibración, ocasionado por la superposición de los diferentes tipos de ondas que se forman y los mecanismos de modificación de éstas, se presentan aquí algunos aspectos teóricos, de la generación y propagación de las vibraciones producidas en la voladura de rocas, que ofrecen una buena aproximación al fenómeno real.

Las vibraciones generadas en las voladuras se transmiten a través de los materiales como ondas sísmicas cuyo frente se desplaza radialmente a partir del punto de detonación. Las distintas ondas sísmicas se clasifican en dos grupos: el primero: ondas internas; Y el segundo: ondas superficiales. Figura 4.37.

Figura 4.37 Ondas de Compresión “P” y de Cizallamiento “S”

El primer grupo de ondas son denominadas primarias o de compresión “P”. Estas se propagan dentro de los materiales, produciendo alternativamente compresiones y expansiones y dando lugar a un movimiento de las partículas en la dirección de propagación de las ondas.

Las ondas primarias son las más rápidas y producen en el material, a través del que se propagan, cambios de volumen pero no de forma.

El segundo grupo lo constituyen las ondas transversales o de cizallamiento “S” que dan a las partículas un movimiento perpendicular a la dirección de propagación de la onda.

La velocidad de estas ondas transversales está comprendida entre la de las ondas longitudinales y la de las superficiales. Este tipo de ondas ocasionan en los materiales cambio de forma más no de volumen.

Las ondas de tipo superficial que se generan normalmente en las voladuras e roca son (López, 1985, p.81):

Ondas Rayleigh “R”.

Ondas Love-“Q”.

Existen otros tipos de ondas superficiales como las ondas Canal y las ondas Stonelly, que para éste caso no son relevantes por la poca información que producen. (Ibid, p.81)

Las ondas Rayleigh imprimen a las partículas un movimiento según una trayectoria elíptica, con un sentido contrario al de la propagación de la onda.

Las ondas Love, más rápidas que las Rayleigh, dan lugar a un movimiento de partículas en dirección transversal a la de propagación.

Las velocidades de las ondas “P” y “Q” pueden estimarse a partir de las características elásticas de los materiales con las siguientes expresiones:

donde:

ρr : Densidad de la roca

: Coeficiente de Poisson

E : Módulo de Young

VCp y VCs : Velocidades de propagación de las ondas longitudinales y transversales respectivamente

Como las ondas viajan con diferentes velocidades y el número de retardos en las voladuras puede ser grande, las ondas generadas se superponen unas con otras en el tiempo y en el espacio, por lo que resultan movimientos complejos cuyos análisis requiere la utilización de captadores dispuestos según tres direcciones: radial, vertical y transversal. Figura 4.38.

Figura 4.38 Registro de Ondas

En cuanto a la distribución de la energía transportada por los diferentes tipos de ondas se dice que las ondas Rayleigh transportan entre el 70 y 80% de la energía total.

En el manual de voladuras de Du Pont se dice que éste tipo de ondas dominan el movimiento de la superficie del terreno a grandes distancias, cientos de metros, de las voladuras, y dado que muchas estructuras y edificaciones en el entorno de las explosiones se encuentran a distancias superiores a los 500m son las Ondas Rayleigh las que constituyen el mayor riesgo potencial de daños.

Parámetros de las Ondas

El paso de una onda sísmica por un medio rocoso produce en cada punto de éste un movimiento que se conoce por vibración.

Una simplificación para el estudio de las vibraciones generadas por las voladuras consiste en considerar éstas como ondas de tipo sinusoidal. Figura 4.39.

Figura 4.39 Movimiento Ondulatorio sinusoidal

Los parámetros de análisis son:

Amplitud (A): Desplazamiento máximo de un punto desde su posición de reposo.

Velocidad de Partícula (v): Velocidad a la que se desplaza el punto.

Aceleración (a): Ritmo o taza de cambio de la velocidad.

Frecuencia (f): Número completo de oscilaciones o ciclos por segundo. La frecuencia es el inverso del período “T”.

El desplazamiento “y” de un punto en cualquier instante será:

siendo:

La longitud de onda “λ” para una velocidad de propagación “VC” es:

Las relaciones entre el deslazamiento, la velocidad y la aceleración de partícula son:

Cuando sólo se tienen en cuenta los valores máximos absolutos de tales parámetros, las relaciones anteriores se convierten en:

Atenuación Geométrica

La densidad de energía en la propagación de los pulsos generados por la detonación de una carga de explosivo disminuye conforme las ondas encuentran o afectan a mayores volúmenes de roca. Dado que las vibraciones del terreno inducidas por las voladuras comprenden una combinación compleja de ondas, parece lógico considerar ciertos factores de atenuación geométrica para cada uno de los distintos tipos.

En un medio homogéneo, elástico e isótropo la amplitud cae debido a la amortiguación geométrica, siendo su caída, para los distintos tipos de ondas dominantes, proporcional a (Itge, 1986, p.460):

1/DS para ondas internas en un medio semi infinito.

1/DS0.5 para ondas Rayleigh.

1/DS2 para ondas internas propagándose a lo largo de una superficie libre.

Donde “DS” es la distancia desde la fuente sísmica.

Amortiguación Inelástica

En la naturaleza, los macizos rocosos no constituyen para la propagación de las vibraciones un medio elástico isótropo y homogéneo. Por el contrario, aparecen numerosos efectos inelásticos que provocan una pérdida de energía durante la propagación de las ondas, que se suma a la debida atenuación geométrica.

Son numerosas las causas de ésta atenuación inelástica teniendo cada una de ellas diferentes grados de influencia:

Disipación en matriz inelástica debida al movimiento relativo en las superficies intercristalinas y planos de discontinuidad.

Atenuación en rocas saturadas debido al movimiento del fluido con respecto a la matriz.

Flujo en el interior de las grietas.

Difusión de tensiones inducidas por volátiles absorbidos.

Reflexión en rocas porosas o con grandes huecos.

Absorción de energía en sistemas que experimentan cambios de fase, etc.

Las medidas de campo muestran que la amortiguación inelástica puede representarse por una función exponencial decreciente

donde “x” es el factor de atenuación inelástico (Itge, 1986, p.460).

Interacción de las Ondas Elásticas

La interacción de las ondas sísmicas en el tiempo y en el espacio puede dar lugar a una concentración o focalización, proporcionando valores de coeficientes de atenuación mayores o menores que los teóricamente calculados.

La topografía y la geometría de las formaciones geológicas pueden conducir a la reflexión y concentración de frentes de ondas en determinados puntos.

Características de la Onda Aérea

La onda aérea es la onda de presión que va asociada a la detonación de una carga explosiva, mientras que el ruido es la parte audible e infrasónica del espectro, desde 20Hz a 20kHz. Las ondas aéreas son vibraciones de baja frecuencia en el aire con valores generalmente por debajo de los 20Hz.

De acuerdo con Wiss y Linehan, 1978, las fuentes de estas perturbaciones son las siguientes:

Movimiento en el terreno provocado por la explosión.

Escape de los gases por el barreno al proyectarse el retacado.

Escape de los gases a través de las grietas creadas en el frente del macizo rocoso.

Detonación del cordón iniciador al aire libre.

Desplazamiento del frente del banco al progresar la voladura.

Colisión entre los fragmentos proyectados.

La combinación de las vibraciones asociadas a estas fuentes dan lugar a un frente móvil de sobrepresión del aire que se desplaza desde el punto de la voladura. Como el aire es compresible, absorbe parte de la energía de la onda de presión para liberarla posteriormente mediante la expansión de esos gases calientes, causando una depresión en dichos puntos.

Las características de la onda aérea no son fáciles de predecir, pues intervienen factores como los climatológicos, topográficos y otros, que junto al propio diseño de la voladura pueden resultar distintos en cada caso.

La onda aérea contiene una considerable cantidad de energía de baja frecuencia que puede llegar a producir daños directamente sobre las estructuras, pero por lo general son más comunes las vibraciones de alta frecuencia que se manifiestan como ruido de ventanas, vajillas, puertas, etc.

Estimación de las Leyes de Propagación de Vibraciones

Una de las etapas fundamentales en el estudio y control de las vibraciones generadas por las voladuras es la constituida por la determinación de las leyes que gobiernan la propagación de las mismas en los distintos medios, tierra o aire.

Existen diversos métodos para estimar las leyes que rigen los movimiento del terreno inducidos por las voladuras, sin embargo para el nivel del presente curso y la función que pretende cumplir se tratarán sólo los más sencillos para que tengan la aceptación y uso requerido por el ingeniero en campo.

Predicción teórica de las vibraciones terrestres

Cuando no se dispone de instrumentación y equipos adecuados para realizar una campaña vibrográfica, la intensidad de las perturbaciones originadas por las voladuras puede predecirse con un modelo teórico, (G, Berta,1985), teniendo en cuenta que la energía sísmica transmitida a la roca por el explosivo puede evaluarse con las siguientes expresiones (Itge, 1986, p. 465):

(MJ)

donde:

A : Amplitud de la oscilación (m)

f : Frecuencia de la vibración (Hz)

DS : Distancia de la carga al punto de registro (m)

ρr : Densidad de la roca (kg/m3)

VC : Velocidad de propagación en el macizo rocoso (m/s)

Tv : Duración de la vibración (s)

nt: : Rendimiento de transmisión de energía

Carga apoyada nt < 0.4

Carga en barreno con frente libre nt > 0.4

n1 : Características de impedancias de explosivo/roca

n1 : = 1 – (Ze-Zr)2/(Ze+Zr)

2

n2 : Característica de desacoplamiento de la carga.

=1/(eD/b-1.72)

ET : Energía específica del explosivo (MJ/kg)

Q : Cantidad de explosivo (kg)

Ze : Impedancia del explosivo (kg.m-2.s-1)

Zr : Impedancia de la roca (kg. M-2.s-1)

D : Diámetro el barreno (mm)

d : Diámetro de la carga (mm)

De las expresiones anteriores se tiene:

Como la duración significativa de la vibración se considera que equivale a cinco veces el periodo:

Y como la frecuencia de vibración del terreno puede estimarse con:

donde “kf” es una constante característica del terreno que influye en la reducción de la frecuencia con la distancia. Ver tabla 4.12

Fuente: ITGE, 1994Tabla 4.12 Valores de “kf”

Resulta que los valores de amplitud y aceleración pueden calcularse a partir de:

Únicamente válido para DS > 1.0m

Ejemplo

Se considera una carga cilíndrica de explosivo de 10kg en un banco de granito con un frente libre. Los datos del explosivo son:

ET = 4.52 MJ/kg

Ze = 9.5 x 106 kg.m-2.s-1

Los parámetros de la roca son:

ρr = 2700kg/m3

VC = 5000m/s

kf = 0.01

Zr = 13.50 x 106 kg .m-2.s-1

La relación entre el diámetro del barreno y el diámetro de la carga es:

D/d = 1.06

Se desea saber, ¿cual es la intensidad de la vibración a una distancia de 150m?

Estimadores de onda aérea

La ley de propagación de la onda aérea se acepta que es del tipo (Itge, 1986, p.468):

La componente audible de la onda aérea, que es la parte del espectro comprendida entre 20Hz y 2okHz y que también es conocida como ruido, se mide comúnmente en dB. El decibel o decibelio se define en términos de sobrepresión con la ecuación:

donde:

NR : Nivel de ruido.

NR : Sobrepresión (N/m2).

SP0 : Presión del menor sonido que puede ser escuchado (20 x 10-6 N/m2).

VOLADURAS A CIELO ABIERTO

Figura 4.1 Voladura a cielo abierto, voladura en banco

Dada la importancia y el vasto campo de aplicación de las voladuras a cielo abierto, en el presente numeral se recuerdan y profundizan algunos de los aspectos más importantes de este campo de aplicación de los explosivos.

Dentro de las voladuras a cielo abierto, autodefinidas, se distinguen entre otras: las voladuras en banco, altos o bajos, las excavaciones de zanjas y el corte de taludes. A su vez los parámetros que las definen están determinados por: el equipo de perforación, las plantillas de perforación, la longitud del barreno y la carga específica.

Por fines prácticos, el banqueo es el método de excavación de roca más empleado para muchas aplicaciones entre ellas: la explotación de minas a cielo abierto, la explotación de canteras y en obras de ingeniería como son la apertura de vías.

BALANCE DE OXÍGENO

El balance de oxígeno es la relación existente entre la cantidad de oxígeno presente en la composición de la sustancia explosiva y la cantidad de oxígeno necesaria para que se realice la oxidación total y completa de todos sus elementos combustibles; se considera que el carbono pasa a formar gas carbónico (CO2) y el hidrógeno, agua (H2O).

Para lograr la transformación de cualquier sustancia explosiva es necesario que en su composición se tengan todos los elementos químicos indispensables para garantizar la formación de los productos finales de la explosión. La presencia de oxígeno directamente en la molécula de unión explosiva Nitroglicol C2H4 (ONO2) garantiza una mayor velocidad de transformación.

En el balance positivo de oxígeno la cantidad de éste dentro de la sustancia explosiva no solamente es suficiente para lograr la oxidación total de sus elementos combustibles sino que existe un exceso; caso contrario ocurre cuando el balance es negativo, ya que la cantidad existente de oxígeno es insuficiente para poder realizar la oxidación total del carbono y del hidrógeno.

En el balance cero, la cantidad de oxígeno es la necesaria para lograr la oxidación total de sus elementos. Los explosivos con balance cero producen una cantidad mínima de emanaciones en la explosión y adicionalmente son los más efectivos debido a que liberan la mayor cantidad de energía.

Cuando el balance es positivo o negativo la producción de emanaciones es elevada y se presenta una utilización incompleta de la energía potencial del explosivo.

CAPACIDAD CUMULATIVA

Consiste en el aumento del efecto local de una explosión cuando, a la carga explosiva que la produce, se le practica, en los extremos o en la superficie lateral, una cavidad cualquiera. (En forma de esfera, cono o paraboloide). El efecto de esta situación se ilustra en la figura 1.28.

La carga a. representa una carga común con extremos planosy la carga b. una con cavidad cónica cumulativa en la base

Figura 1.28 Acción destrozante de una carga

Las ondas de detonación, en la explosión de la carga en cuya base se practicó la cavidad cónica, se refractan a manera de los rayos luminosos y, unidos en un poderoso haz, refuerzan considerablemente su capacidad destrozante.

Esta capacidad cumulativa tiene aplicación práctica en las cápsulas detonadoras, donde mediante una cavidad en la base del casquillo se logra aumentar su acción iniciadora sobre la carga de explosivo.

CARACTERÍSTICAS DE LOS MATERIALES EXPLOSIVOS

Es importante, para el buen manejo de los explosivos y para el diseño óptimo de las voladuras, el conocimiento de las características específicas de cada explosivo, definidas por sus propiedades.

Igualmente, éste conocimiento sobre las propiedades de cada tipo de explosivo le permitirá predecir los resultados de fragmentación, desplazamientos y vibraciones más probables en las voladuras.

La acción destrozante de la explosión depende de tres factores fundamentales: velocidad de transformación química, cantidad de gases formados y cantidad de calor emitido.

Todas las sustancias con capacidad de transformación química explosiva son endotérmicas, formadas con absorción de energía. Durante la transformación explosiva desprenden la energía absorbida, es decir, la reacción de la transformación de la sustancia explosiva es exotérmica.

Cuanto mayor es la velocidad de la transformación explosiva, mayor es el efecto de la explosión. De la misma manera, cuanto mayor la cantidad de gases que se forman en la explosión, con relación al volumen de la materia explosiva, mayor es la fuerza de la explosión.

Genéricamente una sustancia explosiva esta compuesta por elementos como el nitrógeno (N), carbón (C), oxígeno (O), y el hidrógeno (H); y en menor proporción también se encuentran: cloro (CI), azufre (S), silicio (Si), aluminio (Al), bario (Ba), hierro (Fe), magnesio (Mg), y plomo (Pb), de esta manera un compuesto explosivo podrá expresarse de la forma:

CmHnOpNq

Donde m, n, p y q son valores aproximados del contenido del elemento en el explosivo.

Un ejemplo de una sustancia explosiva puede ser la trinitroglicerina, cuya notación química esta dada por la siguiente expresión:

C1H2O1N1O2 ó bien CH2O.NO2

C6H5CH3NO2 para el trinitrotolueno (TNT)

Los productos finales de la explosión en mayor parte son gases, acompañados en una mínima proporción de partículas sólidas, formadas por óxidos metálicos y partículas carbonosas.

Estos gases residuales están compuestos por: dióxido de carbono (CO2), monóxido de carbono (CO), oxígeno (O2), nitrógeno (N2), NO2 y agua (H20), de los cuales los más tóxicos son el CO, NO y NO2 aunque su producción es mínima y se debe determinar experimentalmente con los aparatos apropiados.

La combinación de estos elementos, iniciales y finales, son los que definen las propiedades de cada sustancia o compuesto explosivo y los hace, en menor o en mayor grado, aptos para los diferentes trabajos o aplicaciones con explosivos.

En consecuencia, se presentan en este capítulo algunos aspectos generales sobre la composición de los explosivos, además de las características de los explosivos que rigen o determinan la aplicación específica de un explosivo o grupo de explosivos, estas características son: la densidad, la sensitividad, la sensibilidad, resistencia al agua, emanaciones, balance de oxígeno, potencia relativa, velocidad de detonación, capacidad cumulativa.

CONCEPTOS BÁSICOS

Casi todos los materiales explosivos contienen oxígeno (cloratos y nitratos), solo excepcionalmente no lo contienen (yoduro de nitrógeno, fulminato de mercurio). Otros son mezclas de sustancias oxidantes con materiales fácilmente combustibles (azufre, carbón, etc).

La mayor parte de los explosivos se obtienen por nitración, bien sea por una nitración propiamente dicha, o una por una esterificación (de alcoholes con ácido nítrico). En el proceso suele formarse agua, que diluye el ácido nítrico (HNO3) y paraliza su acción.

En algunos compuestos especiales los elementos se encuentran mucho más próximos ya que forman parte de la misma molécula explosiva. Como ejemplo de éstos compuestos se pueden mencionar el algodón fulminante, la nitroglicerina, el fulminato de mercurio y el ácido pícrico entre otros.

Actualmente los explosivos demandan varios usos entre los cuales se pueden identificar dos grande grupos: los usos militares y los usos comerciales.

Dentro de los usos comerciales se identifican los usos para la construcción de diversas obras civiles como presas, sistemas de riego, redes de conducción eléctrica, gaseoductos, oleoductos, sistemas de drenaje, vías de comunicación, cimentaciones de estructuras, canales, túneles, demoliciones y muchas más.

Se puede anotar que las principales finalidades del uso de explosivos en la ejecución de las obras de Ingeniería Civil son básicamente para alojar y/o demoler estructuras, eliminar obstáculos y obtener materiales para la construcción.

Tienen también usos relevantes en la minería y en la explotación de canteras, igualmente se usan en fuegos artificiales, en aparatos de señalización y seguridad y para hacer remaches y moldear metales.

En una utilización más de carácter militar se usan como propulsores para proyectiles y cohetes, como cargas explosivas y para hacer proyectiles, bombas y minas.

Explosión

Se llama explosión al paso extremadamente rápido de la sustancia explosiva de un estado a otro, acompañado de la formación de una cantidad considerable de gases y desprendimiento de energía calorífica que se convierten en trabajo mecánico de desplazamiento. (Osorio Vargas, 1995, p15.).

Figura 1.7 Explosión a cielo abierto

La rapidez del fenómeno es fundamental, pues gracias a ella el calor de la reacción no tiene tiempo de disiparse, quedando momentánea y progresivamente acumulado en los gases hasta que, con un violento estallido, la energía se desencadena y se transforma en trabajo mecánico.

El desprendimiento vertiginoso de energía y la altísima presión de los gases recalentados y comprimidos, que llega a centenares de miles de atmósferas, dan un carácter especialmente destrozador a la acción de la explosión. (Osorio Vargas, 1995. P15).

Reacción Explosiva

Una explosión es una reacción química exotérmica muy rápida, de manera que libera su energía térmica en un intervalo de tiempo muy reducido.

Para determinar la reacción explosiva de una sustancia, basta elevarla en un solo punto a una determinada “temperatura inicial de descomposición”, mediante percusión, detonadores u otro medio, entonces, la brusca descomposición en un punto produce un nuevo choque que calienta las moléculas próximas hasta producir su descomposición y así sucesivamente, de molécula a molécula va comunicándose la explosión a la masa entera, como una verdadera onda explosiva, extraordinariamente más rápida que la simple inflamación.

Así, la onda explosiva propaga la transformación química a través de la masa de la sustancia explosiva, comunicando de un punto a otro del sistema en descomposición una enorme fuerza viva y un gran exceso de presión.

Por ello es evidente la diferencia entre la explosión común por inflamación y percusión y la presentada por detonadores de fulminato de mercurio. En el detonador es impedida la expansión inicial, acelerando así la velocidad de descomposición.

Químicamente, la explosión, en los explosivos nitrados, resulta de la oxidación del carbono e hidrógeno de la molécula, por el oxígeno contenido en la misma pero unido al nitrógeno que es el elemento reducido.

El efecto explosivo también puede lograrse de manera física oxidando violentamente materias orgánicas porosas impregnadas con oxígeno líquido. Esto se da embebiendo oxígeno líquido en aserrín, polvo de aluminio, polvo de carbón o en corcho molido finamente. Con un iniciador se inflama la carga, transformándose rápidamente en dióxido de carbono (CO2), óxido de aluminio (Al2O3)y otros gases produciendo un gran desprendimiento de calor.

Muchos materiales estallan sólo con detonadores (fulminato de mercurio) y la causa de la explosión no se da solamente debido a la elevada temperatura producida por el detonador, sino que es debida principalmente, a la inmediata presión resultante de la instantánea producción de gases, presión y choque repentino lo que provoca la descomposición de la molécula de la sustancia explosiva.

Según la amplitud del intervalo de tiempo en que se desarrolla la velocidad de reacción que gobierna el proceso, pueden diferenciarse tres tipos de reacciones:

Un tipo de reacción caracterizada por ser exotérmica lenta que se conoce como combustión y donde no se presentan ondas de percusión. Se entiende por combustión la combinación química del oxígeno con otras sustancias, con desarrollo de calor y de luces, constituyendo lo que se denomina una oxidación. Las sustancias que se queman, es decir aquellas que en ciertas condiciones tienden a combinarse con el oxígeno, se llaman combustibles; el oxígeno es un comburente, es decir, es el elemento que favorece la combustión.

Una muy rápida, en la cual por la misma velocidad de la reacción no solo se da químicamente sino también físicamente. Esta reacción explosiva, de producirse en un volumen cerrado, los gases ejercen una fortísima presión, produciendo trabajo mecánico, rompiendo y demoliendo la envoltura que lo confina; este efecto o fenómeno constituye la explosión. Sin embargo si éste adquiere grados excepcionales o máximos de rapidez y/o potencia recibe el nombre de detonación. Para una misma cantidad de gases producidos en una explosión el efecto será tanto más energético cuanto más elevado sea la temperatura desarrollada por la reacción.

Cuando la reacción explosiva se da mucho más lenta que en la detonación y se da de manera que el calor se transmite por conductividad en capas paralelas hablamos de una deflagración. En esta forma de transformación explosiva no se generan ondas de percusión.

Cuando la explosión alcanza una rapidez extrema, supersónica, se habla entonces de detonación; en caso contrario, es decir, cuando la velocidad de la onda de propagación es subsónica se hablará de deflagración.

Es importante dejar en claro la prioridad del concepto de velocidad de reacción sobre el de cantidad de energía liberado por kilogramo de sustancia explosiva. Por ejemplo, un carbón pobre tiene mucho más energía (300Kcal/kg) que una sustancia explosiva gelatinosa tipo 2 (1280Kcal/kg).

Sin embargo, mientras que la reacción de combustión en el carbón es lentísima (del orden de mm/minuto), la velocidad de detonación del gel tipo 2 es 100 veces mayor (5200m/seg).

Por lo tanto el verdadero concepto a tener en cuenta es el de potencia o energía liberada por unidad de tiempo.

La rapidez del proceso de detonación implica que no hay tiempo para la transmisión de calor al medio (proceso adiabático) por lo que toda la energía del medio se gasta en calentar los productos de la reacción, generalmente gases, que adquieren una temperatura y presión muy elevados, del orden de 104 atm.

DEFINICIÓN

Los explosivos son sustancias que tienen poca estabilidad química y que son capaces de transformarse violentamente en gases. Esta transformación puede realizarse a causa de un golpe, impacto, fricción, etc. en cuyo caso recibe el nombre de explosivos detonantes, como es el caso de las dinamitas y los nitratos de amonio.

Cuando esta violenta transformación en gases ocurre en un lugar cerrado, como puede ser un barreno en un manto de roca, se producen presiones tan elevadas que fracturan la roca.

En general se llama materia explosiva o explosivo a las sustancias sólidas o líquidas que por acción del calor, proveniente de la combustión, percusión, descarga eléctrica, etc, se transforma instantánea y completamente en una masa gaseosa con enorme elevación de la temperatura.

La reglamentación sobre explosivos considera explosivo, a todo cuerpo o mezcla que en determinadas condiciones puede producir rápidamente una gran cantidad de gases con violentos efectos mecánicos o térmicos (art 50, decreto 2535 de 1993).

Una detonación es una reacción química completa y violenta que se realiza a una velocidad supersónica dentro de un explosivo, generando gases a una extrema presión y temperatura.

La repentina y enorme presión de los gases calientes rompe violentamente el espacio circundante y genera una onda de choque que se propaga a velocidad supersónica.

DENSIDAD

La densidad del explosivo es el peso del explosivo por unidad de volumen expresado en g/cm3, y es una característica importante para el cálculo de la cantidad de carga de la voladura. Se distinguen tres tipos de densidades:

Densidad absoluta o de cristal.

Densidad de carga.

Densidad gavimétrica o aparente.

La densidad de gran parte de los explosivos está entre 0.8 y 1.60 g/cm3. La densidad del ANFO a granel es 0.85 g/cm3. Los explosivos con densidades inferiores a 1.0 g/cm3 flotan en el agua. Los explosivos de densidades superiores se prensan más fácilmente que los de densidades bajas. Esta situación les proporciona igualmente una detonación más baja por la perdida de sensibilidad causada por altas presiones momentáneas.

En los agentes de voladura, esta característica se hace importante, ya que si la densidad es muy baja se vuelven sensibles al cordón detonante; por lo contrario si es muy alta, se hacen insensibles y no detonan.

DESARROLLO HISTÓRICO DE LOS EXPLOSIVOS

El desarrollo histórico de los explosivos y su empleo ha ido de la mano con el desarrollo de las diferentes ramas de la industria y la técnica, especialmente de la química. A la aparición de nuevas sustancias explosivas, se desarrollan nuevas practicas y nuevas aplicaciones para éstas, que a su vez se convierten en el detonante para la búsqueda de nuevas sustancias que superen las propiedades y campos de acción de las anteriores, generando así nuevos y sucesivos ciclos evolutivos de desarrollo tanto de las sustancias explosivas como de sus aplicaciones.

La tendencia constante y permanente hacia el mejoramiento y optimización del uso y aplicación de los explosivos, ha sido igualmente marcada por las necesidades económicas de algunas regiones o países, basadas en la explotación y comercialización de minerales o materiales de extracción, requiriendo de esta forma, de la exploración y explotación de nuevas fuentes, cada vez menos accesibles, lo cual también requiere de nuevas vías de comunicación, carreteras, ferrocarriles, canales, además de obras especiales para la agricultura y la industria, constituyéndose éstos en campos propios de la aplicación de las técnicas de perforación y voladura con uso de explosivos.

De aquí que el ingeniero esté en la obligación de estudiar el manejo de los explosivos como cualquier otra materia inherente a su profesión, así inicialmente sea solo en su parte básica, actividad que queda planteada en este aparte donde se presenta el origen y aplicación de los mismos y unos conceptos preliminares claves como son la explosión, la detonación y una primera división de los explosivos.

MEDIDAS DE SEGURIDAD EN LA DESTRUCCIÓN DE EXPLOSIVOS

Frecuentemente se presenta la necesidad de deshacerse de material explosivo por diferentes causas, bien sea porque ha sufrido algún tipo de daño o alteración en su manipulación, por defectos de fabricación o bien por necesidad de disponer de material sobrante que no tiene uso posterior. La destrucción de explosivos industriales y sus accesorios, entendiéndose con esto la descomposición del mismo de tal forma que no pueda darse su reconstrucción o rehabilitación, es un maniobra que demanda la implementación de una serie de procedimientos específicos y particulares por lo cual es conveniente la asesoría de un experto; más aún si las cantidades a destruir son grandes, que dirija los trabajos y establezca las medidas de seguridad necesarias en cada caso.

Puede darse, si embargo, la necesidad de destruir algunos explosivos sin contar con la presencia del experto, por tanto a continuación se dan algunas recomendaciones aplicables a estos casos. Para inhabilitar un explosivo se puede emplear uno de tres procesos: destrucción por combustión, destrucción por explosión y destrucción por disolución. Independientemente del sistema de destrucción que se emplee deben tenerse en cuenta unas distancias de seguridad con respecto tanto a las zonas habitadas y vías de comunicación, como en lo relativo al lugar del refugio del personal que realiza la destrucción. (Tablas 1.4 y 1.5).

Fuente: Ministerio de obras públicas de España, MOPU, 1996Tabla 1.4 Distancias mínimas a lugares habitados y vías de comunicación

Fuente: Ministerio de obras públicas de España, MOPU, 1996, p.350Tabla 1.5 Distancia mínima de protección del personal encargado de la destrucción (cubierto de

proyecciones)

Destrucción por Combustión

La mayoría de las sustancias explosivas utilizadas en la industria, en condiciones adecuadas, pueden quemarse. Este evento destruye sus cualidades explosivas iniciales. Se debe prever la posibilidad de que la combustión se transforme en una deflagración enérgica o en una detonación, con repercusión tanto en los seres vivos y edificaciones del entorno, como sobre el propio personal que efectúa la destrucción. No se debe olvidar que, aunque los explosivos están conformados por materias químicas estables, son capaces de explotar, es decir, transformarse con producción de energía y gases, bajo la acción de pequeñas cantidades de energía.

Uno de los modos de aporte de esta energía es el calentamiento del explosivo: al alcanzarse una determinada temperatura, variable para cada sustancia específica, comienza una reacción que crece exponencialmente con el aumento de la temperatura. Los productos originados aceleran esta reacción, por lo que las materias explosivas sometidas durante un cierto periodo a temperaturas elevadas, pueden llegar a explotar.

Se debe tener en cuenta igualmente, que la cantidad de explosivo y, principalmente, las dimensiones de los cartuchos juegan un papel muy importante, ya que la emisión de calor es proporcional al volumen y la radiación a la superficie, por lo que el riesgo es más del doble en un cartucho de 65mm de diámetro que en uno de 26mm y casi triple en uno de 200mm de diámetro que en uno de 65mm. Por tanto debe escogerse un lugar con adecuadas protecciones para que las proyecciones lanzadas desde un hipotético foco explosivo no alcancen a personas o edificios.

Igualmente, deberá buscarse un lugar desprovisto de vegetación, con el fin de minimizar el riesgo de incendio.

Para proceder a la combustión se prepara una “cama” alargada de un ancho de 50 a 80 cm de leña, matorrales secos, paja, etc. Los cartuchos se extienden en hilera sobre la cama, sin formar montón, evitando además que se caigan de la “cama” o estén en contacto con el suelo.

No deben nunca quemarse las sustancias explosivas en sus cajas o bolsas de embalaje. En general, debe evitarse el confinamiento de las cargas a destruir, ya que éste aumenta el riesgo de explosión.

En un extremo de la “cama” se colocará una brazada de leña u hojarasca o papel seco, en donde se prenderá el fuego, para no hacerlo directamente. Debe tenerse en cuenta que el sentido de propagación del fuego tiene que ser contrario a la dirección del viento, con el fin de impedir que la llama incida en el explosivo forzando el calentamiento del mismo, pudiendo degenerar el proceso en explosión.

Una vez iniciado el fuego se retirará el personal al lugar previamente elegido para resguardo durante la maniobra de destrucción. Terminada la combustión, se dejara transcurrir, como mínimo, media hora para que se enfríen los restos, y entonces se examinarán detenidamente para comprobar si queda explosivo sin quemar. En el caso de que se hubiera apagado el fuego, se preparará la continuación del mismo, una vez se hubiese dado el enfriamiento del explosivo, adicionando gas-oil o leña seca.

Destrucción por Explosión

Es considerado como el método más adecuado para la destrucción de explosivos por su rapidez y simplicidad; Sin embargo a veces no es procedente por la proximidad del sitio de destrucción a zonas habitadas, las cuales podrían eventualmente salir afectadas. En la tabla 1.4 se indican las distancias aconsejables de seguridad para las destrucciones. con esta metodología se pueden destruir prácticamente todos los explosivos y sus accesorios aunque no sea precisamente el más idóneo en todos los casos.

Este proceso destructivo se puede practicar en diferentes escenarios:

Al aire

Por su sencillez es el procedimiento más generalizado. La elección del lugar donde se efectuará la destrucción debe hacerse teniendo el cuadro de distancias para tal fin (tabla 1.4). Debe tenerse en cuenta que en los efectos de la onda aérea influyen de forma notable la dirección y velocidad del viento, la nubosidad, la temperatura ambiente, etc., por lo cual resulta conveniente, en la practica, superar, en lo posible, las distancias contenidas en las tablas.

El terreno donde se efectúe la destrucción debe estar limpio de malezas y arbustos, para evitar el peligro de incendio, y de piedras, para evitar las proyecciones peligrosas. De existir maleza o vegetación seca, es conveniente humedecerla mediante riego con agua.

El explosivo se manipula como en una voladura normal: colocación de un cebo e iniciación del mismo por cualquier sistema de encendido. Si los explosivos a destruir están en perfectas condiciones, el cartucho cebo de la carga se puede formar aprovechando uno de los que se pretende destruir; cuando el explosivo este en mal estado o se sospeche de ésta condición el cartucho cebo se prepara con explosivo fresco y se adosa a la carga a destruir.

Se puede también sustituir el cartucho cebo con cordón detonante, enrollándolo alrededor del explosivo a destruir, cebado con un detonador en uno de sus extremos. Cuando se trata de explosivos muy insensibles, o muy descompuestos, es necesario utilizar un cebo suficientemente enérgico para asegurar su destrucción total.

La iniciación de la explosión se hará preferentemente por medio de un detonador eléctrico, aunque también se puede utilizar un detonador común y mecha lenta. En cualquier caso el operario encargado de la destrucción, accionará el explosor desde un lugar alejado de la detonación cumpliendo con las distancias mínimas establecidas para tal fin.

En el caso que se realicen varias destrucciones conjuntas, con el empleo de detonadores de retardo, las distancias a las que deben colocarse unas partidas de otras, deben ser como mínimo el doble de las distancias sugeridas en la tabla 1.6.

Fuente: Ministerio de obras públicas de España, MOPUTabla 1.6 Distancia entre partidas de explosivos a destruir

En un barreno

Este método consiste en la perforación de uno o más barrenos, con los cálculos adecuados para evitar proyecciones peligrosas; en éstos, se introduce el explosivo a destruir y se inician de manera convencional.

Aún de ser una metodología adecuada para la disposición de explosivos que dan lugar a proyecciones peligrosas es de poco uso por su costo y preparación; las distancias seguras a tener en cuenta son el doble de las contenidas en la tabla 1.5oikl.

Bajo arena

Este sistema tiene uso cuando se pretende, por explosión, destruir pequeñas cantidades de explosivo y cuya detonación al aire libre no es segura.

Este método consiste en enterrar la carga a destruir bajo un montón de arena fina, sin contenido de piedras que puedan originar proyecciones. La cantidad de arena de recubrimiento debe proporcionarse ampliamente: uno o dos viajes de arena según la cantidad de explosivo a destruir. La iniciación será siempre eléctrica y con doble cebo.

Se presentan dos inconvenientes en este sistema: la intensa nube de polvo que se origina y por otro lado la dificultad de recuperar un explosivo no destruido en caso de presentarse un fallo.

Bajo agua

Puede usarse este sistema en sitios próximos al mar, lagunas o ríos caudalosos. Para evitar proyecciones se debe contar con mínimo una profundidad de 4 a 5 metros.

Por lo general es preferible evitar este procedimiento a menos que sea estrictamente necesario, pues si bien no produce contaminación en el agua si puede causar gran daño en la vida de las especies acuáticas en un gran radio de distancia.

Siguiendo las distancias de seguridad correspondientes y las indicaciones de procedimiento de acuerdo al método seleccionado, se pueden, en teoría, explotar cualquier cantidad de explosivo; sin embargo y como medida de seguridad no se debe sobrepasar los 12.5kg de explosivo por operación, especialmente si se esta usando el procedimiento por combustión.

Destrucción por disolución

Solo es aconsejable este método para la destrucción de explosivos que, siendo pulverulentos, se disuelvan en sustancias liquidas económicas, como el agua por ejemplo, y no dejen restos contaminantes peligrosos. En estas condiciones este procedimiento se aplicaría casi exclusivamente a la destrucción de Nagolitas.

Destrucción de explosivos industriales

Para la destrucción de la mayoría de los explosivos industriales se pueden emplear los métodos de combustión o de explosión, anteriormente descritos, de acuerdo a su composición química y al diámetro de los cartuchos. Sin embargo, para algunos explosivos resulta más cómodo y seguro utilizar procedimientos específicos.

Destrucción de explosivos con nitroglicerina

(explosivos gelatinosos, gomas, explosivos de seguridad y explosivos pulverulentos). El método destructivo de explosión es el más conveniente, rápido y eficaz si se dispone de el lugar adecuado retirado de lugares habitados y/o transitados. Los explosivos pueden ser iniciados con un cebo adicional, aunque se encuentren húmedos o incluso mojados.

Cuando se trate de explosivos deteriorados, la sobrecarga o cebo de explosivo gelatinoso debe ser como mínimo del 20% del peso total del explosivo a destruir.

Destrucción de dinamitas

La dinamita es uno de los explosivos que se deteriora con mayor facilidad si no se tienen los cuidados requeridos o se opera, almacena o transporta de manera inadecuada.

Los principales síntomas de una dinamita deteriorada que debe destruirse es la decoloración, dureza, excesiva suavidad o escurrimiento de nitroglicerina; Igualmente es necesario destruirse si ha tenido contacto con el agua.

Si en el escurrimiento de la nitroglicerina esta a empapado el aserrín que viene en el fondo de las cajas o ha manchado las mismas, la dinamita no debe tocarse.

El método más apropiado para destruir la dinamita es la incineración que puede hacerse de manera segura tomando las debidas precauciones, de las cuales algunas son las siguientes:

Nunca incinerar más de 50 Kg simultáneamente.

Se deben tener en cuenta las distancias de seguridad de la tabla 1.1 para la ubicación del sitio donde se efectuara la incineración respecto de otras edificaciones.

De la misma manera las personas deben estar a la distancia sugerida en la tabla 1.3 y cerca de un refugio adecuado.

Se deben igualmente mantener separadas las pilas del material a destruir para que no haya riesgo de propagación.

Nunca quemar la dinamita dentro de las cajas que la contienen o en pilas muy altas; Las cajas deben ser abiertas con cuñas de madera, teniendo especial cuidado si hay escurrimiento de nitroglicerina; si la dinamita presenta indicios de humedad debe ser rociada con aceite diesel. El encendido de la pila debe hacerse con una mecha de papel de madera para que el fuego inicie a una distancia prudente de la pila de explosivos, esto con el fin de darle tiempo al operario de ponerse en un sitio a salvo.

Una vez incinerado el material la zona donde se produjo la destrucción debe labrarse con azadón.

Explosivos sin nitroglicerina

El método más adecuado de destrucción es el de disolución en agua, aunque se debe tener en cuenta que ésta queda contaminada principalmente por nitratos. Las Nagolitas se disuelven fácilmente en agua, quedando en la superficie el aceite combustible que contienen.

Para los Hidrogeles el procedimiento más normal consiste en quemarlos con las debidas precauciones. Su destrucción por explosión exige un cebo suficientemente potente, como cuando se emplean en un barreno.

Para las emulsiones el método más eficaz es la detonación, aplicando un cebo de suficiente potencia. En caso de no poderse emplear éste método se puede usar la combustión, teniendo cuidado en distribuir bien el producto sobre la “cama” de leña, evitando cualquier aglomeración. de explosivo; Es aconsejable abrir longitudinalmente los cartuchos para evitar que se eleve demasiado la temperatura de combustión y se ocasione una detonación. La combustión se facilita rociando sobre la emulsión algún combustible.

Destrucción de cajas de explosivos y materiales de empaquetado

Las cajas de explosivos vacías, los forros de las cajas, el aserrín de empaque y las bolsas vacías deben recolectarse cuidadosamente y destruirse de la misma manera que el explosivo por incineración.

Esta operación nunca se debe llevar a cabo en estufas, chimeneas u otros sitios encerrados, por el contrario deben quemarse en un sitio aislado y a la intemperie, controlando que nadie este ubicado a menos de 50 metros una vez encendido el material.

Destrucción de explosivos licuados

Se destruyen, en lugares seguros, mediante disparos y cubiertos preferiblemente con material inerte como arena o tierra.

Pólvoras En general, las pólvoras pueden destruirse disponiendo un reguero de las mismas en un sitio despejado donde no exista riesgo de provocar un incendio.

Destrucción de pólvora negra

Se destruye colocándola en agua, disponiendo de esta separadamente de los residuos de azufre y carbón; esto puede realizarse colocándola en un hueco en el terreno y lixiviando el nitrato con el vertimiento, sobre la misma, de gran cantidad de agua.

Este método es efectivo dado que al humedecerse la pólvora pierde sus propiedades explosivas en adición a que uno de sus componentes, el nitrato potásico, es soluble. Sin embargo el procedimiento es algo lento y para obtener resultados más satisfactorios es conveniente utilizar agua caliente y un método de agitación eficaz.

Destrucción de accesorios

Los diferentes accesorios exigen procedimientos específicos para su destrucción. El procedimiento puede llegar a ser delicada y difícil como en el caso de los detonadores y más aún si se trata de residuos antiguos y deficientemente conservados.

Destrucción de cordón detonante

Se destruye mediante la incineración con la ayuda eficaz de su recubrimiento de cloruro de polivinilo. Se debe prever que su núcleo contiene altos explosivos por tanto se tienen que tomar las mismas precauciones que con cualquier explosivo.

Se debe quemar extendido longitudinalmente sobre una cama de leña seca e impregnándolo con una sustancia combustible; Nunca debe quemarse en los carretes, pues el confinamiento, unido a la elevación de la temperatura, puede ocasionar una detonación.

Destrucción de detonadores

Los fulminantes, estopines eléctricos que se hayan deteriorado por vetustez o por almacenamiento inadecuado que no se encuentren en condiciones óptimas de uso, al igual que los que han sido expuestos al agua deben ser destruidos. Se aconseja que su destrucción se haga en sus recipientes originales o en una bolsa o caja pequeña mediante el siguiente procedimiento:

Excavar un hueco en el terreno de mínimo 30cm de profundidad y preferiblemente en arena seca; Dentro de este y en el fondo se coloca el recipiente que contiene los estopines, cebándolo aproximadamente con media libra de explosivo con un estopín eléctrico.

Se procederá a tapar los estopines y fulminantes cuidadosamente con papel y después con arena seca o tierra fina para ser disparado desde una distancia segura. Es aconsejable no destruir más de 100 unidades a la vez.

Se debe tener extremo cuidado en la manipulación de los detonadores que se van a destruir por estar deteriorados o mal conservados pues su manejo es peligroso y obliga a tomar el máximo de precauciones.

Si se trata de un número pequeño de detonadores, pueden destruirse introduciéndolos, entre dos cartuchos de explosivo en un barreno que se este cargando.

Igualmente pueden destruirse echándolos uno a uno en una fogata, preparada previamente, donde se producirá su detonación progresiva; se debe estar bien protegido contra las proyecciones de metralla de los casquillos y de los tubos portarretardos, en caso de detonadores eléctricos.

Destrucción de mecha de seguridad

Se destruyen igualmente bajo el método de la incineración, verificando con anterioridad que no tenga fulminantes sin explotar adosados a la mecha.

EL DERECHO COMERCIAL

¿Qué es el derecho?, ¿De donde proviene el término?, son preguntas que se deben contestar de forma adecuada para entrar a estudiar de manera óptima un área del conocimiento como en el presente caso el derecho comercial. Recordemos que en derecho comercia I, se estudió a profundidad el vocablo derecho, y se decía que procede del latín directus, directo, de dirigere, enderezar, rectificar, alinear; sin embargo, su equivalente latina es jus; en otras lenguas diferentes a la castellana se aparta de las raíces etimológicas por ejemplo en francés Droit, en italiano Diritto, en inglés Right, en alemán Recht, en portugués Direito etc.; de ahí que surjan varias definiciones y acepciones de dicho término; por tanto, se pude asumir como adjetivo, y en este rango desde el ámbito material significa recto, igual; en lo moral, bien intencionado; en lo lógico, fundado, razonable, sustentable; y en lo jurídico, legal, legítimo, justo. Ahora también tiene una significación como adverbio que se refiere desde esta óptica como derechamente, derechura, rectamente. Y en su acepción más amplia pero también más difusa se maneja como sustantivo masculino en donde desde el punto ve vista de la utilización idiomática puede tenerse como sustantivo propio o sustantivo común, por ejemplo Derecho Objetivo en el primer caso y Derechos Humanos en el segundo.

Dentro del campo de las definiciones existen tantas, cuantos autores existen en el tratamiento del tema, pero únicamente como tratamiento pedagógico y de conocimiento general a continuación vamos a describir algunas de las que han sido más representativas.

La Real Academia Española de la lengua define el derecho “cual conjunto de principios, preceptos a que están sometidas las relaciones humanas en toda sociedad civil, y a cuya observancia pueden ser compelidos los individuos por la fuerza”, definición que es acorde con el fin del derecho, el hombre y su objeto inmediato, la regulación de la conducta externa del hombre, enfoque tomado desde el punto de vista netamente humano el cual está sustentado en concepto expresado por Hermogeniano: “Todo el Derecho ha sido constituido por causa de los hombres, (Hominum causa omne Jus constitutum est). En el libro primero del Digesto, se define como “El derecho es el arte de lo bueno y de lo justo”, (“Just est ars boni et aequi), para Bocannese “el derecho es el conjunto de reglas de conducta exterior que consagradas o no expresamente por la ley en el sentido Genérico del término, aseguran efectivamente en un medio y época dados, la realización de la armonía social”;1 y MONROY CABRA citando a ABELARDO TORRÉ, define el derecho como “el sistema de normas coercibles que rigen la convivencia social”.2

En lo relativo al derecho mercantil también existen varias definiciones y en primer lugar se define como aquel “que versa sobre los principios doctrinales, legislación y usos que reglan las relaciones jurídicas particulares que surgen de los actos y contratos de cambio, realizados con ánimo de lucro por las personas que del comercio hacen su profesión. Comprende lo relativo a los comerciantes individuales, compañías o sociedades lucrativas, las actividades bancarias y bursátiles, la contratación peculiar de los negocios mercantiles, los títulos valores y otros efectos del comercio, lo relacionado con el derecho marítimo y lo concerniente a la suspensión de pagos o quiebras”3. TULLIO ASCARELLI, citado por José Ignacio Narváez lo define como “Un fenómeno histórico, cuyo origen está en la consolidación de una civilización burguesa y ciudadana, en contraposición a la civilización feudal”4. El derecho comercial o mercantil se define como el conjunto de normas que regula los principios generales del comercio, a los comerciantes, los actos de comercio, las sociedades mercantiles, los bienes mercantiles, las obligaciones y contratos mercantiles, los procedimientos concursales y lo relativo a la navegación, como también lo atinente a los actos conexos al comercio; definición que se aviene a las normas que regulan estos aspectos dentro de la legislación Colombiana.

Las principales normas que regulan en la actualidad la actividad comercial se encuentran el Código de comercio (decreto - ley 410 de 1971), la ley 222 de 1995 y la ley 550 de 1999 entre las de mayor incidencia en la materia. Se sugiere que como herramienta indispensable para el trabajo, desarrollo y comprensión del contenido se adquieran los textos de las normas enunciadas.

1 BOCANNESE, Julien. Introducción al estudio del derecho. Puebla. Editorial José. 1944. Pág. 2292 MONROY CABRA. Marco Gerardo. Introducción al derecho. Bogotá. Ed. Temis. 1990. Pág. 153 CABANELLAS, Guillermo. Diccionario Enciclopédico de derecho Usual. Editorial Heliasta. Tomo III. Pág. 140.4 NARVAEZ García, José Ignacio. Introducción al derecho mercantil. Ediciones Doctrina y ley. Pág. 23.

EL DERECHO DE LAS EMPRESAS

El derecho mercantil como el derecho de las empresas se asume teniendo en cuenta que la mayoría de los actos mercantiles son realizados por las empresas, situación que se generalizó debido a la masificación del comercio. Con este enfoque se quiere ampliar mejor la cobertura de las normas mercantiles y no circunscribirlas a aspectos como a las personas que ejercen el comercio (derecho de los comerciantes), o a los actos enunciados y considerados como mercantiles (derecho de los actos de comercio) y así poder satisfacer de una mejor manera las necesidades que los cambios en los hábitos y costumbres mercantiles se presentan, en esta posición la Ley modelo de la UNCITRAL o CNUDMI8 expresa que “El término "comercial" deberá ser interpretado ampliamente de forma que abarque las cuestiones suscitadas por toda relación de índole comercial, sea o no contractual. Las relaciones de índole comercial comprenden, sin limitarse a ellas, las operaciones siguientes: toda operación comercial de suministro o intercambio de bienes o servicios; todo acuerdo de distribución; toda operación de representación o mandato comercial; de facturaje ("Factoring"); de arrendamiento de bienes de equipo con opción de compra ("leasing"); de construcción de obras; de consultoría; de ingeniería; de concesión de licencias; de inversión; de financiación; de banca; de seguros; todo acuerdo de concesión o explotación de un servicio público; de empresa conjunta y otras formas de cooperación industrial o comercial; de transporte de mercancías o de pasajeros por vía aérea, marítima y férrea, o por carretera”.

En Colombia, el concepto de empresa tiene varias acepciones, el Código de Comercio en el artículo 25 la define como: “toda actividad económica organizada para la producción, transformación, circulación, administración o custodia de bienes, o para la prestación de servicios. Dicha actividad se realizará a través de uno o más establecimientos de comercio”. El Código Sustantivo del trabajo en el artículo 194 se refiere a la empresa como “toda unidad de explotación económica o las varias unidades dependientes económicamente de una misma persona natural o jurídica, que correspondan a actividades similares, conexas o complementarias y que tengan trabajadores a su servicio”, y desde el punto de vista de la economía, la empresa se define como “Unidad económica que organiza y realiza la producción de bienes y servicios”.9

Cualquiera de los enfoques de una u otra manera contextualiza los aspectos diversos del derecho mercantil, pero infortunadamente cada uno desconoce o queda corto en abarcar todos los elementos y matices que conlleva; de ahí que se esté formando un nuevo enfoque ecléctico, en el cual se usan los diferentes enfoques para abarcar de mejor manera y sin discriminación alguna, cada uno de los elementos que conforman el derecho mercantil.

8 Comisión de las Naciones Unidas para el Derecho Internacional Comercial (United Nations Comisión on Internacional Trade Law).9 MOCHÓN Francisco. Economía Teoría y Política. Editorial MCGRAW HILL. Pág. 797

EMANACIONES

Existen dos tipos de gases producidos en la detonación de explosivos los gases tóxicos o venenosos y los no tóxicos; dentro de los primeros se encuentran el monóxido de carbón y los óxidos de nitrógeno y en los no tóxicos se encuentran el dióxido de carbono, el dióxido de nitrógeno y vapor de agua.

En trabajos a cielo abierto las emanaciones se pueden dispersar rápidamente por el aire por lo que no generan gran preocupación como en los trabajos subterráneos donde deben considerarse detenidamente, ya que allí las emanaciones no se disipan fácilmente y en este caso la ventilación es fundamental. Es necesario contemplar tiempos de espera, después de las voladuras, para la disipación de las emanaciones antes de volver a reiniciar los trabajos.

En el medio de los explosivos se le denominan emanaciones a los gases tóxicos.

De acuerdo a la proporción de estas emanaciones se ha establecido una escala por grado de toxicidad para la exposición de los operadores después de las voladuras.

Fuente: Instituto de fabricantes de explosivos USA (Institute of Makers of Explosives. EE.UU)

Tabla 1.7 Clases de humos o emanaciones

Las cifras se refieren a los gases producidos por el disparo de una carga de 200g de explosivo, con su envoltura de papel, en la denominada “Bomba Bichel”.

La categoría 1 es la clasificación para gases permitidos en voladuras subterráneas, la categoría 2 es la clasificación para gases con restricciones en voladuras subterráneas, donde se garantice buena ventilación y la categoría 3 es la clasificación para gases no permitidos en voladuras subterráneas, únicamente en superficie.

Los agentes explosivos como el ANFO son más tóxicos que las dinamitas, pues generan mayor proporción de óxidos de nitrógeno. De acuerdo con algunas investigaciones, la toxicidad del NO2 puede llegar a ser hasta 6.5 veces mayor que la del CO para una concentración molar dada.

Cálculo del Volumen de Gases de la Explosión

La cantidad de gases se expresa en litros por kilogramo de explosivo y se calcula para condiciones normales donde la temperatura es “0” y la presión 760mm de Hg.

Para obtener el volumen a una temperatura diferente, Vt se tiene:

Litros

donde:

V = volumen a la temperatura “t”

V0 = volumen de gases en condiciones normales (iniciales).

tt = temperatura a la que se busca determinar el volumen de gases.

Existen dos métodos para determinar el volumen de gases (Escuela de Ingenieros Militares, 1996, p.14):

El Teórico: según las reacciones de transformación en los explosivos.

Experimental: se determina en una bomba de laboratorio reglamentaria.

De acuerdo con el método teórico, se multiplican el número de moléculas de productos gaseosos formados en la explosión por el volumen de la gran-molécula a condiciones normales, que es igual a 22.41 litros.

Donde: Σn = cantidad de moles de gases de la explosión

El volumen unitario de los gases:

Donde M = peso molecular de la sustancia explosiva.

El manual de La Escuela de Ingenieros Militares, 1996, p.14, destaca el siguiente ejemplo de cálculo del volumen de productos gaseosos de la explosión de una mole de fulminato de mercurio:

Durante la explosión, el fulminato de mercurio forma cuatro gran-moléculas:

Peso molecular del fulminato de mercurio: 284gr

Volumen de cuatro gran-moléculas a condiciones normales:

Volumen unitario de gases:

Si el explosivo es una mezcla, el volumen unitario de los gases se determina por la fórmula:

Donde:

=Peso molecular de cada una de las partes componentes de la mezcla explosiva.

=Cantidad de moles de cada una de las partes componentes de la mezcla explosiva.

=Cantidad suma de moles de gases formados en la explosión.

MEDIDAS DE SEGURIDAD EN LAS VOLADURAS

Las medidas de seguridad implican el conocimiento, la coordinación y colaboración del personal involucrado directa e indirectamente en los procedimientos, para que así todos estén en la capacidad de tomar las debidas precauciones y acciones inmediatas, en caso de presentarse o presumirse alguna irregularidad en el manejo de los explosivos. Medidas de seguridad son todas aquellas reglas y normas que deben observarse, para el correcto desarrollo de los trabajos de perforación y voladuras sin incurrir en riesgos o peligros innecesarios.

En las diferentes fases de un trabajo de voladura con explosivos, se requiere de la implementación de una serie de medidas que permitan que la labor se desarrolle dentro de unos elevados parámetros de seguridad donde el riesgo de detonación accidental, o los riesgos indirectos que se puedan dar en este tipo de labores desaparezca.

A continuación se presenta un compendio de las medidas de seguridad básicas cuya asimilación y ejecución resulta, además de conveniente, indispensable.

Medidas de Seguridad durante el Almacenamiento de Explosivos en los Polvorines

En el almacenamiento de explosivos se deben observar diversas medidas de seguridad, entre otras se tienen:

Los explosivos y los detonantes deben depositarse separadamente en almacenes independientes, los cuales deben ser recintos sólidos, resistentes al fuego y a prueba de balas, adicionalmente deben ser secos, y ventilados y alejados de otros edificios, vías de ferrocarril y carreteras.

La tabla americana de distancias proporciona esas distancias de seguridad, para cantidades variables de explosivos y detonantes, que se deben lograr en la ubicación de los explosivos respecto de las edificaciones y estructuras próximas.

Fuente: Instituto de Fabricantes de Explosivos USA., 1964Tabla 1.1. Tabla americana de distancias

Una bodega para el almacenamiento de explosivos debe estar construida de tal manera que se evite el congelamiento del explosivo durante largos períodos de tiempo en climas fríos. Si el explosivo se congela, deberá ser descongelado antes de utilizarlo, ya que el peligro de que explote prematuramente es mucho mayor cuando está congelado.

En los polvorines de los frentes de trabajo se debe almacenar máximo 50Kg de explosivo por polvorín, distribuyéndolos por tipo de explosivo y separados 30 metros entre si como mínimo.

Ningún tipo de explosivo debe ser almacenado en un mismo recinto o cerca de sustancias solventes o gasolina, o cerca de fuentes de calor como radiadores, chimeneas, tuberías de vapor, tubos de escape o estufas.

Igualmente en el polvorín no se deben almacenar simultáneamente con los explosivos, elementos que puedan ocasionar explosión por impacto o fricción como cables metálicos, rieles, herramientas metálicas o chatarra. Tampoco con materiales diferentes a los explosivos como sustancias inflamables, cartón, papel, estopa u otros elementos de fácil combustión.

Es prohibido fumar en áreas próximas a donde se almacenan los explosivos o cuando se transporta o se está realizando algún trabajo con éstos.

No se podrán portar armas de fuego dentro de los polvorines a no ser el personal de seguridad que preferiblemente debe portar escopetas.

El material explosivo debe almacenarse sobre estibas de madera, construidas sin elementos de fijación de metal como puntillas tornillos o alambre. Estas estibas deben tener una altura sobre el piso de 15cm.

La presencia de explosivos y sus sitios de almacenamiento, los polvorines, debe ser advertido en todo momento y lugar mediante señales de peligrosidad de modo perfectamente visible. Esta señalización se debe presentar al menos en un radio de 25 metros.

En caso de aflorar Nitroglicerina por inestabilidad de la dinamita (exudación) se procederá a su neutralización y/o destrucción inmediata; acción que debe ser dirigida por un técnico o experto. La neutralización se puede dar a través de la siguiente solución: 1.5 litros de agua, 2.5 litros de alcohol desnaturalizado, 1.0 litros de acetona y medio kilogramo de sulfuro de sodio comercial en escamas de 60% de pureza. Esta solución puede guardarse por máximo treinta días en un recipiente ámbar.

Las cajas o barriles que contengan los explosivos deben levantarse y bajarse cuidadosamente sin deslizarlos unos sobre otros o sobre el piso; Tampoco deben dejarse caer de un nivel a otro ni manipularse bruscamente.

Las cajas o paquetes de explosivos no deben abrirse dentro de un almacén de explosivos o polvorín, ni siquiera en un radio de 20 metros.

Se debe ser muy celoso en la revisión del empaque de los explosivos para detectar cualquier defecto o rotura en el mismo; anomalía que de presentarse debe ser reportada de inmediato al fabricante con la respectiva identificación del lote y producto.

Siempre utilizar o despachar los productos de mayor antigüedad o, lo que es lo mismo, en el orden de entrada al polvorín.

Si se requiere iluminación artificial emplear lámparas de seguridad.

Todo polvorín debe contar con el equipamiento debido para extinción de incendios como extintores de agua, ABC multipropósito y canecas de 55 galones cargadas con agua.

Paralelo, y en complemento, a las medidas de seguridad enunciadas se presentan a continuación algunos aspectos, menos técnicos más no menos importantes, a tener en cuenta en la maniobra de almacenamiento de explosivos, sugeridas por la Administradora de Riesgos Profesionales del Seguro Social en su documento de “Prevención de Riesgos Durante la Manipulación de Explosivos,” 1996.

Siempres

SIEMPRE atienda la demarcación de las áreas del polvorín.

SIEMPRE abra las puertas del polvorín 10 minutos antes del ingreso de cualquier persona para almacenar o retirar material de él.

SIEMPRE mantenga ventilado el polvorín con entrada de aire fresco permanentemente para evitar la concentración de gases.

SIEMPRE ingrese al polvorín usando ropa de trabajo, sin cierres metálicos, guantes, botas, y tapabocas o mascarilla.

SIEMPRE use guantes cuando toque o manipule materiales explosivos, así éstos estén guardados en cajas o bultos. Los guantes, preferiblemente de caucho, deben ser lavados regularmente para retirar cualquier cantidad de químico en ellos.

SIEMPRE Manipule bultos o cajas que estén cerradas (selladas) y tengan un tamaño manejable para la persona.

SIEMPRE demarque el área de almacenamiento de cada uno de los implementos.

SIEMPRE mantenga el polvorín con el piso seco, el techo sin goteras, ventilado y bajo llave.

SIEMPRE vigile que tenga instalaciones eléctricas antiexplosión y protegidas en los polvorines.

SIEMPRE tenga en cuenta la posible presencia de ratones, ratas, insectos, o culebras en el almacenamiento, especialmente bajo tierra. Pueden ocasionar mordeduras o picaduras peligrosas.

Nuncas

NUNCA entre a un polvorín antes de ventilarlo.

NUNCA entre a un polvorín sin usar la ropa adecuada, descalzo, sin guantes o sin tapabocas.

NUNCA manipule material explosivo sin usar guantes.

NUNCA toque su cara o cualquier parte del cuerpo con las manos sucias.

NUNCA se pare sin zapatos o botas en el sitio donde se almacene, prepare o derrame material explosivo.

NUNCA permita el ingreso de personas no autorizadas al almacén.

NUNCA permita el almacenamiento de material encima de 1.60m. Esto puede conducir a posturas de esfuerzo y accidentes al querer subir o retirar el material del almacenamiento.

NUNCA permita que se coloquen juntos los iniciadores y los agentes explosivos durante el almacenamiento.

NUNCA permita la presencia de material inflamable (gasolina, gas, solventes, pinturas), o de encendedores, cigarrillos encendidos o fósforos en el área de almacén.

NUNCA permita conexiones eléctricas que no estén protegidas y sean antiexplosivas.

NUNCA permita el uso dentro del almacén de herramientas que produzcan chispas.

NUNCA deje sin pararrayos un polvorín que se encuentre a cielo abierto.

Medidas de Seguridad durante el Transporte de Explosivos

Al igual que en el almacenamiento de explosivos, en el transporte se deben observar algunos procedimientos que hagan segura la actividad.

Como norma básica en el transporte y más aún en el de explosivos, se deben cumplir con bastante celo todas las normas de circulación vehicular existentes, además de tomar una actitud en extremo prudente en la conducción.

Se debe verificar el correcto funcionamiento mecánico del vehículo que transporta el explosivo; igualmente el estado de la carrocería y sus pisos, que deben ser de madera, estar bien ajustados y no tener grietas, que no haya metales que puedan generar chispa y que no se cargue más de su capacidad.

Tener el motor del vehículo apagado durante las operaciones de carga y descarga de los explosivos.

Antes de proceder a la carga de detonadores, se debe conectar el vehículo a un dispositivo de puesta a tierra; Igualmente las personas que van a ejecutar la maniobra debe descargarse de la electricidad estática (contacto a tierra con una varilla de hierro).

Si la carga se moviliza en un vehículo abierto se debe cubrir con una lona impermeable y resistente al fuego. Cuando se transporta alambre eléctrico se protegerá completamente y se sujetará firmemente como medida de prevención.

Los vehículos que transportan explosivos no deberán estar sobrecargados y en ningún caso se apilarán las cajas o latas de explosivos a una altura mayor que la de la carrocería.

Prohibir abrir las cajas que contienen explosivos sobre la plataforma del vehículo o en el área de descarga, sin antes haber terminado ésta.

Transportar los explosivos en sus envases y embalajes de origen o en útiles preparados para tal fin.

El vehículo transportador debe estar equipado con mínimo dos extintores de incendio ubicados dentro del vehículo en sitios estratégicos y de fácil acceso.

No se deben transportar simultáneamente con objetos o materiales metálicos, ni sustancias corrosivas o inflamables.

Efectuar las operaciones de carga y descarga de los explosivos durante las horas del día y nunca cuando haya tormentas eléctricas, de arena o de nieve.

Durante la maniobra de carga y/o descarga de explosivos, sólo podrán permanecer en las inmediaciones, el personal autorizado para tal efecto, prohibiéndose cualquier otra actividad en un radio no inferior a 50m.

No se debe fumar en el vehículo ni permitir el viaje de personas no autorizadas o innecesarias.

Se debe tener sumo cuidado en el cargue y descargue del material explosivo.

Se deben transportar por separado las cargas y los detonadores y estopines eléctricos.

Evitar al máximo la circulación de los vehículos transportadores a través de centros urbanos, y el parquearlos cerca de restaurantes, talleres o bombas de gasolina.

En caso de incendio evitar participar en la labor de extinción si se tuvo con anterioridad contacto con explosivos.

Al igual que para el almacenamiento existen los SIEMPRES y NUNCAS en cuanto a la seguridad industrial en el proceso de transporte de los explosivos. (ARP ISS, 1996).

Siempres

SIEMPRE durante el transporte de explosivos use la ropa adecuada, sin cierres metálicos, guantes, casco, botas, y tapabocas y use guantes cuando toque o manipule materiales explosivos, así éstos estén guardados en cajas o bultos.

SIEMPRE separe los agentes explosivos de los iniciadores, detonadores y accesorios durante el transporte.

Nuncas

NUNCA permita el almacenamiento de material en el vehículo que lo transporta por encima de la altura de la carrocería.

NUNCA exceda las capacidades de carga para las que el carro fue diseñado.

NUNCA transite con explosivos en vehículos no diseñados para tal propósito.

NUNCA permita que se coloquen juntos los iniciadores y los agentes explosivos durante el transporte.

NUNCA transporte conjuntamente herramientas metálicas que produzcan chispa, con explosivos.

NUNCA permita que personas no autorizadas transporten material explosivo.

Medidas de Seguridad durante la Utilización de Explosivos

Se entiende por medidas de seguridad todas aquellas acciones tendientes a minimizar la probabilidad de que un evento riesgoso suceda en la ejecución de una actividad. La utilización de explosivos implica un riesgo que debe disminuirse al máximo. El Ingeniero Civil es el responsable de la coordinación y manejo de los materiales explosivos; esta responsabilidad abarca tanto el recurso humano como el explosivo. Durante la ejecución de una práctica debe supervisar todas las operaciones que se lleven a cabo en el sitio de trabajo, asignando con precisión y claridad y a la persona idónea cada una de sus funciones; Finalmente también es el encargado de ordenar el disparo.

La responsabilidad de ordenar, dirigir y ver que se cumplan al máximo las medidas de seguridad, adicional a la supervisión técnica propia de la voladura, no deben ser divididas sino centralizadas en una única persona.

El personal a cargo del manejo de los explosivos debe estar debidamente capacitado y experimentado para manipular sin riesgo adicional el explosivo. Debe, el personal, conocer las propiedades y características del explosivo en uso con el propósito de saber qué es seguro y qué es peligroso en su manejo.

El factor de error que se induce en el manejo de los explosivos crece en la medida que crece el número de personas que lo manipulan, por tanto, se debe emplear el mínimo de personas requerido para la manipulación y uso seguro del explosivo. Esto implica la asignación y división adecuada de labores y la sistematización de los procesos.

Cuando se involucren cuadrillas, normalmente será en los procesos de cebado y disparo de una voladura, incluyendo el transporte de los explosivos y detonadores, se hará de tal manera que cada uno de los miembros de la cuadrilla conozca exactamente los deberes individuales.

El manejo de los explosivos requiere de quien los maneje cierto perfil específico además del conocimiento y la experiencia. Se debe seleccionar el personal en adición a otros muchos parámetros de evaluación y contratación, por su inteligencia, responsabilidad y sentido común. Existe personal que manipula explosivos que lo hace, empíricamente, de una manera imprudente ya por descuido, por ignorancia o por osadía, constituyéndose en un riesgo para el demás personal. El ingeniero a cargo del manejo y utilización de los explosivos, debe conocer las especificaciones del material usado dadas por el fabricante del explosivo.

Entre otras se deben aplicar las siguientes normas en la utilización de los explosivos:

Las herramientas a usar en el manejo de los explosivos deben ser fabricadas en madera o materiales no metálicos.

No se debe fumar en el área en que se están manipulando o usando los explosivos; de la misma manera es absolutamente prohibido el porte de fósforos, encendedores u otras formas de producir fuego en un radio de 100 metros.

Los explosivos y detonantes que se le den a los obreros deberán colocarse en receptáculos aislados independientes, equipados con tapas construidas y sujetas de tal manera que no se puedan abrir accidentalmente durante el transporte.

Nunca colocar explosivos en lugares donde se expongan a calor excesivo, chispa, golpes o llamas.

Las cajas con material explosivo sobrante se debe cerrar y sellar debidamente.

No se deben portar explosivos o detonantes en los bolsillos.

No se preparan cebos dentro de los polvorines, ni cerca de los explosivos; Igualmente no se deben preparar más cebos de los requeridos para uso inmediato.

No se debe golpear, tratar de alterar, sacar o examinar el contenido de los fulminantes comunes o estopines eléctricos. Tampoco se debe tratar de arrancar los alambres de los estopines eléctricos.

No permitir que niños o personas sin autorización estén presentes en los lugares donde se manipulen o usen explosivos.

Nunca se deben manipular explosivos o permanecer cerca de ellos cuando exista una tormenta eléctrica.

Siempre se debe verificar el perfecto estado de funcionamiento de los equipos de voladura. No deben presentar deterioros ni daños.

Los fulminantes comunes, estopines eléctricos, mecha de seguridad o cualquier explosivo no podrán ser usados si en algún momento fueron mojados, así se hallan secado.

Cuando se requiera el uso de explosivos en labores subterráneas se deberán emplear los llamados permisibles o de seguridad.; No se deben transportar cantidades excesivas de explosivo a la mina.

No deberá permitirse a ninguna persona, excepto el operario a cargo, viajar con los explosivos o detonantes cuando estén siendo transportados a un tiro, túnel o cualquiera otra obra subterránea.

Se debe tener especial cuidado en el manejo de las cargas de ruptura de nitrato de amonio, pues éstos se perforan fácilmente, permitiendo una rápida absorción de humedad que reduce la eficacia del explosivo.

La dinamita comercial es muy sensible al calor; la nitroglicerina que contiene se asienta en el fondo y se escurre a través del cartucho. Para mitigar este efecto las cajas de dinamita se deben almacenar de tal manera que los cartuchos queden dispuestos horizontalmente. Se requiere igualmente de un procedimiento de volteo que contribuye a evitar ese efecto.

Fuente: Instituto de Fabricantes de Explosivos USATabla 1.2 Maniobra de volteo Vs temperatura para cartuchos de dinamita

Los explosivos congelados, identificados así por su dureza y aparición de cristales, son altamente sensitivos, pero pueden ser utilizados observando el siguiente procedimiento:

Se calienta agua en un recipiente aparte a una temperatura tan alta como lo soporte la mano. Se vierte el agua caliente en el compartimiento para agua, del dispositivo para deshelar.

Se coloca el explosivo congelado en el recipiente interior en posición horizontal, apoyando los cartuchos inferiores sobre unos listones de madera o de otro de tal manera que permita la circulación de aire por debajo de los mismos; el explosivo no debe tener contacto con el agua.

Posteriormente se coloca el dispositivo en un barril; no se deben descongelar más de 25Kg de explosivo congelado a la vez.

No se debe colocar el explosivo congelado en el compartimiento de deshielo antes de haberle vertido el agua caliente en su respectivo compartimiento. Nunca se debe colocar el dispositivo sobre el fuego después de haber colocado el explosivo dentro de éste.

Medidas de Seguridad en la Perforación de Barrenos

Aún cuando en el proceso de perforación de barrenos no se dispone de los explosivos, lo cual debe ser así, también se deben tener algunas precauciones, toda vez que es una actividad que genera igualmente riesgos. Previo el comienzo de los trabajos de perforación, etapa de planeación, se deben verificar y tener cubiertos los siguientes aspectos (M.O.P.U. Español, 1996 p345):

Las condiciones del terreno para un traslado e implantación con seguridad del equipo correspondiente y necesario.

La existencia o no de servicios como tuberías, conducciones enterradas, líneas eléctricas aéreas o subterráneas, etc.

Las condiciones de estabilidad de las áreas próximas a la zona de trabajo.

Figura 1.8 Perforación de barrenos

Cumplida esta instancia se deben considerar las siguientes premisas antes siquiera de pensar en encender un equipo:

El personal de operación deberá tener la formación correcta y conocer el manual de operación de la maquinaria a usar antes de hacerse cargo de ella.

Utilización del equipo de seguridad personal adecuado: casco, botas, guantes, protectores contra ruido y polvo entre otros.

Figura 1.9 Equipo protector para el trabajador

Utilización adecuada de los sistemas de captación y control del polvo de que dispongan los equipos.

Colocación de la señalización adecuada para las obras, así como las protecciones personales y el tránsito de vehículos.

Figura 1.10 Señales de peligro

Figura 1.11 Señales de prohibición (color rojo línea cruzada)

Figura 1.12 Señales de advertencia (color amarillo)

Iluminación adecuada de la zona de trabajos.

En labores de perforación de túneles y galerías, verificación de la ventilación suficiente de la zona de trabajo.

Colocación adecuada de los materiales desprendidos para que no interfieran con las labores restantes.

Disponer de tomas de tierra con dispositivo de corte y aviso en las máquinas eléctricas que se utilicen.

La adopción de todas las medidas de seguridad que se indiquen en los manuales de operación de los equipos de perforación elegidos.

Retirar los equipos a un lugar seguro durante la ejecución de voladuras.

No situar nunca las máquinas en el borde de la excavación o en las proximidades de taludes inestables.

Tener controlados en todo momento la situación de los cables de alimentación de las máquinas.

De acuerdo con el esquema de perforación, emboquillar los taladros correctamente.

Los controles de arranque y maniobra se protegerán para impedir su manipulación por otras personas.

Si las condiciones de trabajo son inadecuadas o peligrosas no se arrancará el equipo y se colocarán sobre los mandos las correspondientes advertencias para prevenir tales condiciones.

Para advertir la necesidad de protecciones personales se emplearán señales visibles.

Figura 1.13 Señales de seguridad (color azul)

Verificado lo anterior se continúa con las precauciones propias de equipo y maquinaria antes de operarlas:

Los operarios deben estar en condiciones de asumir los posibles riesgos y disponer de los medios para afrontarlos.

El operario debe revisar por completo la máquina a su cargo así en el turno anterior todo funcionara correctamente.

Deberá, el operario, cerciorarse del apriete correcto de las roscas y demás elementos de unión, haciendo un recorrido adecuado y riguroso de las maniobras de la máquina.

Promoverá la sustitución de los accesorios de perforación desgastados, antes que se produzca una parada por rotura.

Se verificarán los niveles de fluidos, puntos de engrase y limpieza de la máquina.

Las herramientas y accesorios adicionales de perforación necesarios deben estar disponibles en el sitio y en condiciones de uso.

Ya en el instante mismo de la barrenación se debe:

Cumplir las normas básicas de barrenación.

Examinar minuciosamente la roca, objeto de la barrenación, con el fin de detectar posibles residuos de explosivo.

Cada barreno debe ser examinado antes de proceder a cargarlo con el objeto de verificar sus condiciones; el procedimiento se puede realizar mediante un atacador de madera o una cinta.

En la inspección se debe comprobar que el barreno no contenga agua; en caso de encontrarla se debe proceder a secar el barreno con una estopa o espuma.

Nunca se debe tratar de ampliar un barreno con explosivos, como tampoco se debe barrenar cerca de otro barreno ya cargado.

Ningún barreno que haya estado cargado con explosivos con anterioridad se debe profundizar.

Medidas de Seguridad durante el Cargue de Barrenos

En este procedimiento se debe tener en cuenta:

No retacar los explosivos fuera de su empaque.

Prever siempre la posibilidad de peligro de electricidad estática cuando se efectúa la carga neumática y tomar todas las medidas de precaución necesarias, como la de colocar una línea a tierra. Recordar que una baja humedad relativa en la atmósfera aumenta el riesgo de electricidad estática.

Cortar del carrete el pedazo de cordón detonante una vez que haya penetrado en el barreno y antes de introducir el resto de la carga explosiva.

Evitar que las personas dedicadas a la operación de carga, tengan expuesto parte de su cuerpo sobre el barreno que está cargándose o estén colocadas en la dirección del mismo.

Fijar el extremo del cordón detonante a una estaca de madera o roca para impedir su caída al interior del barreno.

Impermeabilizar con cinta los extremos del cordón detonante en los barrenos con agua.

Comprobar la elevación de la carga de los explosivos a granel, y tomar las medidas pertinentes en caso de presencia de huecos o coqueras, en los barrenos, que han podido ser detectados durante la perforación o incluso durante la carga.

No dejar explosivos sobrantes dentro de la zona de trabajo durante y después de la carga de los barrenos.

No cargar los barrenos con explosivos justo después de terminar la perforación, sin antes cerciorarse de que está limpio y no contiene piezas e metal o restos de accesorios calientes.

No deformar, maltratar o dejar caer el cebo dentro de los barrenos. Tampoco dejar caer sobre ellos cargas pesadas.

Nunca recargar barrenos que hayan sido cargados y disparados previamente.

Se debe hacer uso de un elemento de madera, que no contenga partes metálicas para el proceso de retacado. Es preciso retacar con precaución y evitar retacar el cebo.

No se deben retacar nunca los explosivos extraídos de los cartuchos.

Se debe evitar el atascamiento violento. Nunca golpear el cebo.

Los explosivos en el barreno deben confinarse con arena, tierra, barro u otro material apropiado para taco.

Se debe tener cuidado de no maltratar la mecha, o los alambres de los estopines eléctricos en el retacado; igualmente se debe evitar producir dobleces en los alambres.

Tener la precaución de no apilar explosivos sobrantes dentro de la zona de trabajo durante la carga de los barrenos.

Nunca se debe cargar un barreno con explosivo después de secantear (ensanchar el barreno con explosivo) o al terminar la perforación sin haberse percatado con anterioridad de la temperatura normal del barreno.

No se deben empujar con fuerza los cartuchos u otros explosivos para introducirlos en el barreno.

Las conexiones de los fulminantes comunes, de los estopines eléctricos y cordones detonantes deben realizarse acogiendo las normas y métodos recomendados por su fabricante

Medidas de Seguridad durante el Cebado de Explosivos

Existe diversidad de métodos de colocación de la carga, todas en cumplimiento de las normas para el cebado, en las cuales se deben observar igualmente las siguientes recomendaciones dependiendo del tipo de cebado que puede ser eléctrico o ineléctrico:

Medidas de seguridad en el cebado eléctrico

Emplear los detonadores por orden de antigüedad, con respecto a su fecha de fabricación; con un almacenamiento inadecuado pueden variar sus características con el tiempo e incluso pueden llegar a fallar.

A medida que se vayan cargando y retacando los barrenos, no dejar hilos del detonador colgando; siempre enrollar el sobrante.

No manipular detonadores sin calzado adecuado. Nunca utilizar botas o guantes de goma. La persona debe descargarse a tierra antes de tocar los detonadores. con esto evita los riesgos derivados de la electricidad estática.

Evitar siempre el contacto de los extremos de los hilos del detonador y de la línea de tiro con el terreno y con tuberías, carriles, mangueras, etc. Aislar las uniones con cinta aislante o conectores especiales.

Mantener en cortocircuito los extremos de los hilos del detonador y de la línea disparo hasta el último momento. Solo conectar una vez cargada y atacada toda la voladura. No forzar los hilos. Si es necesario utilizar hilos de conexiones auxiliares.

Al desarrollar las madejas, no deben lanzarse nunca los hilos al aire.

Nunca, durante tormentas eléctricas o en cercanía de fuentes de cargas de electricidad estática se deben desenrollar los alambres o utilizar estopines eléctricos.

Se debe conservar el circuito de disparo totalmente aislado de otros conductores tales como alambres descubiertos, rieles, tubería y otros medios de conducción de corriente disperso.

Se debe tener el cuidado de no colocar alambres o cables eléctricos cerca de estopines eléctricos u otros explosivos; esto se hará únicamente al momento de preparar el disparo.

Todos los estopines eléctricos a ser utilizados deben ser probados uno por uno con anterioridad conectándolos en circuito con un galvanómetro diseñado para tal fin.

Siempre se deben utilizar, en un mismo circuito, estopines eléctricos provenientes de un mismo fabricante y de características de funcionamiento y denominación iguales. No se deben mezclar estopines de diferente fabricante en un mismo circuito y menos si sus características son igualmente diferentes. Se podrán mezclar estopines diferentes pero de la misma casa fabricante únicamente cuando el fabricante así lo autorice.

Se debe evitar realizar el disparo de un circuito cebado con estopines eléctricos cuando se dispone de menos de la corriente mínima establecida por el fabricante de los estopines.

Mantener siempre desconectados los estopines de la fuente de energía y unidos los extremos de los alambres de los estopines eléctricos y los de conducción hasta que se efectúe la conexión final para la voladura.

El casquillo del fulminante debe estar completamente dentro del explosivo y asegurado de tal forma que durante el cargado no se aplique tensión a los alambres o a la mecha en el punto de entrada del fulminante.

Se deben identificar los riesgos de corriente estática en la zona y determinar la conveniencia de disponer de otro tipo de cebado.

Hincar una varilla de cobre en un lugar próximo a la voladura para la descarga de la electricidad estática que puede portar el personal manipulador de los detonadores, antes de comenzar con los trabajos de conexión.

Realizar las conexiones lo más rápido posible y en una sola instancia, teniendo preparado con anterioridad todos las útiles necesarios.

Nunca se debe forzar la inserción del estopín eléctrico con elementos metálicos. La inserción se debe efectuar en un orificio hecho para tal fin con un perforador especial. Esta practica es bastante peligrosa en barrenos secos y más aún cuando la carga está cebada. Los cables de disparo se conectan únicamente al final de todas las conexiones y revisiones requeridas.

Si se produce una tormenta durante la operación de carga, suspenderla y colocar en corto circuito los extremos de los hilos y abandonar el frente hasta que termine el fenómeno meteorológico.

Realizar la comprobación del circuito desde un lugar seguro, con las mismas precauciones que para dar la pega.

Medidas de seguridad en el cebado ineléctrico

Los cebos deben prepararse de acuerdo a las normas existentes para tal fin.

Cuando se practica un cebo lateral a un cartucho de pared gruesa o de mucho peso hay que enrollar cinta adhesiva alrededor del agujero perforado en el cartucho para evitar que el fulminante se salga.

Se debe tener la precaución de no dañar la cubierta de la mecha en su manipulación. En trabajos en climas fríos ésta debe calentarse ligeramente antes de su utilización, esto con el fin de evitar que se parta el impermeabilizante.

Los tramos de mecha utilizados deben ser de mínimo 60cm; sin embargo hay que conocer su velocidad de quemado para garantizar el tiempo suficiente para acceder a un sitio seguro.

La mecha debe cortarse justo antes de ser insertada en el fulminante; se debe cortar de la punta entre tres y cuatro centímetros para garantizar que el extremo se encuentre seco.

Se debe insertar la mecha hasta tocar suavemente el fondo de la cavidad del fulminante; una vez allí debe ajustarse con la engarzadora.

En las operaciones para fijar la mecha al fulminante se debe emplear la herramienta diseñada para tal fin. (engarzadora).

Debe iniciarse la mecha con un encendedor apropiado para tal propósito; si se emplea un fósforo se debe ablandar el extremo de la mecha e insertar la cabeza del fósforo dentro de una hendidura.

Se debe cubrir el explosivo con suficiente material inerte antes de encender la mecha para evitar que la chispa o cabezas de fósforos puedan hacer contacto con el explosivo.

No sostener explosivos en la mano mientras se enciende la mecha.

Por seguridad se debe practicar doble cebado cuando se trate de más de una carga.

Medidas de Seguridad Antes y Después del Disparo

Para un procedimiento sin riesgos, se deben cumplir las siguientes reglas antes y después del disparo:

Para efectuar el disparo se debe esperar la señal positiva de la persona encargada; se debe verificar que el material sobrante ha sido retirado del área y se encuentra en un lugar seguro; igualmente que las personas y otros equipos se encuentre a una distancia prudente y segura. Una vez verificado lo anterior se debe dar el aviso de disparo.

En la tabla 1.3 se muestran algunas distancias seguras, en función de la cantidad de explosivo, a las que como mínimo se deben ubicar las personas presentes en el momento del disparo.

La siguiente es la fórmula para el cálculo de las distancias seguras:

(distancia en pies)

(distancia en metros)

Donde:

D = Distancia segura en pies o en metros

Lbs = Libras de explosivo

Kg = Kilogramos de explosivo

Es importante no regresar a la zona de la voladura antes de que no se haya disipado el humo y los gases de la voladura.

De presentarse una falla es prudente esperar un tiempo antes de acercarse a revisar lo ocurrido; La falla debe ser atendida por personal especializado.

Se debe verificar que todas las cargas colocadas hayan sido explotadas.

Se deben marcar inmediatamente los barrenos no explotados.

Antes de la voladura se deben establecer los códigos de señales de comunicación entre el personal.

Las vías de acceso y el área de la voladura deben ser cerrados instantes antes de la voladura y un tiempo prudente después de la misma.

Justo antes del disparo el Ingeniero a cargo dará la voz de alerta.

Fuente: Instituto de Fabricantes de Explosivos USATabla 1.3 Distancias seguras mínimas para personal al descubierto

Algunos de los aspectos de seguridad industrial para prevenir los riesgos durante la voladura son los siguientes (ARP ISS, 1996):

Siempres

SIEMPRE: utilice mascarilla o tapabocas al estar manipulando el explosivo en el sitio de la voladura.

SIEMPRE verifique que no se aproximen tormentas eléctricas antes y después de la voladura.

SIEMPRE verifique que los explosivos se encuentren a distancia prudencial y no conectados a los detonadores durante la perforación de los barrenos.

SIEMPRE utilice las herramientas adecuadas para cebar y retacar.

SIEMPRE utilice los protectores auditivos durante la explosión.

SIEMPRE use el casco durante la explosión y después de ella. Proteja la cabeza y la cara de los efectos de la explosión bajo tierra y a cielo abierto.

SIEMPRE use anteojos protectores en los sitios de evacuación bajo tierra o en sitios donde se proyecta polvo u otro tipo de material.

SIEMPRE retírese del sitio de la voladura a una distancia prudente, aconsejada en la tabla 1.3; cúbrase detrás de rocas, construcciones o tiéndase sobre el estómago en el suelo durante la explosión.

SIEMPRE atienda las indicaciones de evacuación del sitio de voladura y conmine a otros a imitarlo.

En caso de una explosión accidental, SIEMPRE, espere mínimo10 minutos antes de entrar a auxiliar a otras personas.

Nuncas

NUNCA manipule material explosivo durante tormentas eléctricas.

NUNCA utilice los dientes para unir las partes de los accesorios. Puede causar una explosión accidental. Recuerde que muchas personas tienen dentadura con metales en ellas.

NUNCA permita que se acerquen personas fumando a las zonas de voladura.

NUNCA prepare el cebo o abra espacio para poner el fulminante con los dedos.

NUNCA retaque los explosivos con otros materiales como madera, clavos o puntillas; éstos pueden proyectarse y herir a los trabajadores expuestos.

NUNCA permita la presencia de radioteléfonos, beepers o celulares en el sitio de la voladura.

NUNCA se acerque al sitio de la voladura antes de 30 minutos de haber explotado la última carga, especialmente si tiene dudas respecto a la detonación de todas las cargas.

NUNCA entre al frente de trabajo bajo tierra después de una voladura, sin haber sido ventilado y confirmado que no hay gases tóxicos.

NUNCA permanezca de rodillas, en cuclillas o con los brazos levantados durante la preparación de barrenos y retacado por más de 15 minutos. Cambie de postura regularmente.

Medidas de Seguridad para Prevención de Fallas

Lo esencial, para la prevención de fallas, es observar y aplicar con extremo cuidado y celo todas las anteriores medidas de seguridad para cada uno de los procesos involucrados en el manejo de los explosivos, desde su misma adquisición ante fuentes debidamente autorizadas y reconocidas hasta después del disparo, pasando por el transporte, manejo, cebado y en el mismo disparo.

El observar éstas medidas reducirá enormemente el riesgo asociado al empleo mismo de los explosivos.

Sin embargo si al momento del disparó se presentase una falla es preciso no retornar inmediatamente al lugar donde están dispuestos los explosivos, pues existe el peligro que se presente una explosión tardía; Igualmente si se sospechase de una falla parcial no se debe acudir al sitio inmediatamente sino esperar a que se despeje la zona de gases, polvo y humo provenientes de la explosión. Lo aconsejable en ambas situaciones es esperar al menos 10 minutos después de efectuado el disparo.

Posteriormente si al revisar el lugar de la explosión se encuentra un barreno no explotado no se debe tratar de sacar el explosivo ni mucho menos tratar de perforar o atravesar el barreno; lo procedente y más seguro es accionarlo por simpatía, mediante el cebado de un nuevo barreno ubicado a una distancia segura y efectiva.

Para la comprobación del circuito y sus conexiones se aconseja seguir el siguiente procedimiento:

1. Terminada la conexión del frente de voladura colocar en cortocircuito los extremos de los cables.

2. Tender la línea de tiro, con ambos extremos en corto circuito, evitando contacto con elementos metálicos (carriles, tuberías, etc.). Utilizar dos líneas unifiliares. Revisar y aislar las uniones en caso de que existan.

3. Comprobar con el ohmnímetro la continuidad de la línea. Volver a colocar en corto circuito los terminales.

4. Colocar la línea de tiro a la pega.

5. Ir al lugar de seguridad elegido para realizar el disparo y comprobar la resistencia del circuito. No realizar el disparo hasta que la comprobación indique la resistencia adecuada. No mayor ni menor.

6. Proceder a realizar el disparo. En caso de fallo no repetir el disparo, sino la comprobación del circuito de la voladura, con las precauciones indicadas dividiendo la pega en dos partes, la mitad donde detecte la anormalidad en otras dos y así sucesivamente hasta encontrar el defecto. Nunca realizar la comprobación en el frente, sino siempre lejos del mismo, en el extremo final de la línea de tiro.

Adicionalmente se debe tener en cuenta el uso de un explosor conveniente y no usar baterías o líneas de corriente.

Incidencias de Disparo

Se conoce como incidencias de disparo, a todas aquellas causas que pueden motivar el fallo parcial o total del circuito eléctrico en una voladura.

Conexiones

Las conexiones son la unión de uno o más detonadores a la línea auxiliar de voladura. En ésta todos los conductores deben estar desprovistos de su aislamiento en sus puntas y las conexiones se deben hacer de la siguiente manera (M.O.P.U., 1996 ,P 356):

Se toman los dos terminales, uno de cada detonador, se colocan el uno al lado del otro y se doblan por la mitad de su longitud para formar una “U”, ésta se gira varias veces hasta tomar la forma de una coca, con lo cual, se consigue una conexión de baja resistencia. Esta operación debe efectuarse con cuidado de no doblar excesivamente los terminales, pues se suelen partir con facilidad.

Los terminales deben estar limpios y las conexiones deben mantenerse alejadas de todo contacto con agua o elementos metálicos, ya que en caso contrario, darían lugar a resistencias elevadas. La unión de dos conexiones, producirá un cortocircuito, por lo que hay que procurar que no entren en contacto. Así mismo, cuando se proceda a desenrollar los detonadores, debe procurarse no forzarlos con dobleces para evitar que se pueda dañar a algún conductor y afectar al aislamiento.

Dado que los cables de los detonadores son de diferentes colores, siempre que sea posible, se deben conectar dos conductores del mismo color, para que de esta forma la inspección ocular del circuito sea más fácil.

Línea auxiliar de disparo

Es común encontrar, en obras donde se practican varias voladuras al día, que por desconocimiento o falta de supervisión adecuada, se emplee una línea auxiliar de disparo en varias maniobras, lo que ocasiona frecuentemente fallos del circuito debido a que el contacto con las voladuras puede generar algún tipo de deterioro en la misma.

Lo correcto es emplear cables independientes y ponerlos nuevos cada vez que se valla a proceder a una nueva voladura. Su longitud debe ser la suficiente para preservar la línea de disparo.

Comprobadores

Existen diferentes y variados instrumentos de medida para comprobar el circuito eléctrico en una voladura. Estos instrumentos, conectados en serie al circuito, registran la continuidad de la línea, indicando en su escala la resistencia del circuito. Si la resistencia es infinita, indica una rotura en el circuito.

Algunos de estos instrumentos especializados, están diseñados para revisar circuitos en serie, probar detonadores individuales, detectar roturas, y cortocircuitos; sin embargo no son lo suficientemente precisos para detectar la falta de conexión de uno o varios detonadores al circuito, cuando el número de ellos es elevado en el circuito.

Línea de disparo

Es aquella que une la línea auxiliar con el explosor. Está formada por dos cables independientes con conductores de cobre, aislamientos de goma o caucho, envoltura antihumedad de cloruro de polivinilo, de sección suficiente para no producir un resistencia mayor a 2 ohms, (M.O.P.U., 1996, p 357). La longitud será la necesaria para poder efectuar el disparo desde una distancia segura y suficientemente flexible para poder ser enrollado en carretes después de cada voladura.

No se debe usar cable paralelo, 2 cables conductores unidos, pues si el aislamiento de alguno se encuentra deteriorado se puede producir un cortocircuito.

Las ventajas que ofrece el sistema eléctrico sobre otros sistemas de iniciación es que sus elementos y circuitos pueden ser verificados con relativa facilidad

Como medida preventiva y de seguridad se debe inicialmente practicar una inspección visual meticulosa de los aislamientos externos y de los empalmes; a continuación se deben tener en cuenta las siguientes comprobaciones:

Comprobación de la línea de tiro

Comprobar la continuidad de la línea

Estando la línea en corto circuito, la resistencia de la misma, medida con un ohmnímetro, debe ser la calculada para el circuito.

Comprobación del aislamiento de la línea de tiro

Se separan los extremos de la línea de tiro y, con el ohmnímetro, se mide la resistencia la cual debe marcar infinito; de lo contrario implica la existencia de un contacto interno entre los dos conductores, lo que haría inoperante la línea.

Comprobación del aislamiento entre la línea de tiro y tierra

Manteniendo la línea de tiro como en el paso anterior, se mide la resistencia entre cada uno de los conductores y el terreno y la medición debe ser infinito; de lo contrario implica la existencia de derivaciones por lo cual la línea de tiro debe ser desechada.

Comprobación del circuito de voladura en serie

Comprobación de la resistencia

Una vez comprobada la línea de tiro, se conecta el circuito de voladura y se efectúa una nueva comprobación del circuito total desde un lugar seguro o desde el previsto para efectuar el disparo. Los aparatos de comprobación deben estar diseñados de tal modo que la intensidad de salida no exceda de 0.025 amperios, y la corriente de cortocircuito sea inferior a 0.050 amperios.

De no coincidir el valor medido con el valor calculado puede estar ocurriendo lo siguiente:

Resistencia demasiado alta, posibles causas:

Numero de detonadores superior al calculado.

Falso contacto en algún empate.

Falso contacto en algún detonador.

Resistencia demasiado baja, posibles causas:

No están conectados todos los detonadores

Existe derivación en el circuito, o cruce en la línea volante.

Resistencia infinita, posibles causas:

Circuito abierto

Avería en un detonador (rotura del hilo).

Si no se encuentra la falla con un examen visual debe desconectarse la líne de tiro del circuito de voladura, uniendo los dos terminales de nuevo para verificar su continuidad; si la falta no es de la línea se une uno de sus terminales a uno de los extremos libres del circuito de voladura, conectando el otro en la mitad del circuito y comprobando la continuidad del sector. Repitiendo este procedimiento en mitades sucesivas, se puede determinar la ubicación de la falla. Por razones de seguridad es conveniente efectuar la medición de la zona a comprobar, conjuntamente con la parte verificada satisfactoriamente.

Comprobación del aislamiento

Se emplea el mismo procedimiento al usado en la comprobación de la línea de tiro.

Comprobación del circuito de voladura en paralelo

En este caso se puede verificar la continuidad más nos se tendrá la seguridad de que todos los detonadores estén correctos; por tanto, es conveniente comprobar todos los detonadores individualmente antes de efectuar la carga; esta comprobación se debe hacer introduciendo los detonadores en un tubo de acero para proteger al operario de una explosión accidental.

Comprobación del circuito de voladura en series paralelas

Estos circuitos se comprueban repitiendo para cada serie, de manera individual, el procedimiento empleado en la comprobación de circuitos en serie; todas las series deben arrojar la misma resistencia de lo contrario el circuito estará desequilibrado.

Explosores

Son aparatos portátiles, con capacidad para generar corriente eléctrica suficiente para el encendido a distancia de los detonadores eléctricos.

Figura 1.14 Explosor secuencial

Estos aparatos cuentan con un circuito interno que disipa la energía remanente en el condensador después de efectuar el disparo, o cuando por cualquier circunstancia, se decide no efectuar el disparo, en esta situación aún estando el explosor en su máximo nivel.

En un explosor eléctrico de dinamo, la energía se obtiene directamente de un generador y lleva un dispositivo que impide que no se pueda llevar corriente al circuito, hasta que el impulso sea el adecuado.

En el tipo de los de condensador, existen los llamados secuenciales, los cuales están provistos de varios condensadores y un dispositivo electrónico que hace posible que su energía se pueda suministrar secuencialmente a otros tantos circuitos.

La capacidad de disparo de un explosor debe estar dimensionada de acuerdo al tipo de detonador y circuito considerado.

Protecciones

En toda voladura se producen proyecciones de material del cual puede llegar a preverse la forma y situación del montón volado, más aún, en voladuras en canteras donde se conoce el comportamiento de la roca y los parámetros con los cuales se calcula la voladura para la obtención de fines específicos.

Frecuentemente, es necesario implementar sobre las voladuras, elementos que actúen como protecciones con el fin de evitar que proyecciones, emanadas de la misma, puedan ocasionar daños a personas, edificaciones u otros bienes materiales próximos a los sitios de voladura. Estas protecciones deben cumplir ciertas condiciones:

Figura 1.15 Protección de voladura

Facilidad de entramado o de unión de elementos.

Alta resistencia y peso reducido de las unidades protectoras.

Facilidad de colocación y retiro.

Facilidad de escape de gases originados en la explosión.

Posibilidad de cubrir amplias superficies.

Efectividad en el propósito.

Existen diversos métodos de protección asociados a los diferentes tipos y sistemas de voladuras; a continuación se relacionan algunas de las protecciones usadas con mayor frecuencia en obras características:

Mallas

Las mallas pueden ser de alambre o alambrón y se utilizan para cubrir la voladura antes de efectuar el disparo, para captar los fragmentos de roca procedente de la voladura e impedir que vuelen al aire con grandes proyecciones. En las figuras 1.16 y 1.17 se observan algunas formas de protección.

Debe tenerse cuidado al colocar las mallas, porque pueden hacerse cortos circuitos si hay conexiones descubiertas del circuito de disparo que estén en contacto con la malla.

Figura 1.16 Protección contra proyecciones en voladura de roca

Figura 1.17 Protección contra proyecciones de voladura en banco

Voladuras de excavación de solares y de zanjas

Normalmente son actividades que se desarrollan en proximidad de centros urbanos y a redes de servicios, por lo que requieren de las protecciones necesarias, para lo cual es común utilizar recubrimientos de arena suelta en espesores mínimos, y dependiendo de la cantidad de explosivo, de 1 metro.

Figura 1.18 Protección de una voladura de excavación con arena

Para estos casos es posible igualmente utilizar bandas de caucho, traslapadas desde el frente de la voladura hasta cubrirla por completo y fijadas al terreno con sacos terreno por ejemplo. También se pueden usar en forma individual o combinada pantallas creadas con mallas o telas metálicas, redes o tapetes de nylon y plásticos, neumáticos viejos enlazados, etc.

Figura 1.19 Protección de voladura con llantas

Demoliciones

En los trabajos de demolición se debe procurar montar primero las protecciones antes que las cargas para evitar romper, accidentalmente, los hilos de los detonadores.

Como elementos estructurales de protección, se utilizan pantallas de gravedad formadas por cintas de goma, colgadas a lo largo y ancho de la zona de los barrenos. Es importante que la pantalla permita la salida de los gases de la explosión para que éstos mismos no lleguen a arrancarla y dejar sin protección los otros barrenos.

Figura 1.20 Protección de voladuras en procedimientos de demolición

En demoliciones de concreto de alta resistencia, se deben emplear otras protecciones más efectivas, como lo son los sacos de terreno formando un parapeto alrededor de la estructura pero sin llegar a tocarla. El ancho del parapeto dependerá de la altura de la perforación. En estos casos también se pueden utilizar muros dobles de ladrillo o bloque hueco, en reemplazo de los sacos de terreno, colocando en la parte interior cintas de caucho.

Las cintas a utilizar en éstas protecciones deben ser de un peso entre 9 y 12 kg/m, un ancho mínimo de 60cm y de 3m de largo, además de ser de gran flexibilidad.

MEDIDAS DE SEGURIDAD

Una vez visto lo que es un explosivo, sus generaciones y tipos, lo que es una explosión y los principales campos de aplicación de los explosivos, se introducirá en esta instancia aspectos sobre los riesgos que implican su manejo y la gran responsabilidad que demanda su empleo; aspecto éste que debe constituirse en una premisa para el ingeniero que incursiona en el trabajo con explosivos

En una obra civil se deben observar al máximo las medidas de seguridad para la correcta ejecución de las actividades que involucran riesgo para sus ejecutantes y demás personal de obra; más aún, las medidas de seguridad deben ser aplicadas con rigor extremo en el manejo de las sustancias explosivas, peligrosas de por si; Por tanto, el Ingeniero Civil es el responsable de la coordinación y el manejo de los explosivos.; en consecuencia, es su deber el conocimiento de las medidas de seguridad durante la manipulación de los explosivos. Estos conocimientos, adicionalmente, le proporcionarán herramientas para obtener mejores resultados y rendimientos en la obra civil.

Se presentan en el capítulo los principales riesgos que eventualmente afrontaría el ingeniero en su trabajo con explosivos; A través de su estudio, el ingeniero conocerá las diferentes instancias en que se pueden ocurrir y las consecuencias que se derivan de estos eventos y conocerá los procedimientos que al aplicarlos e implantarlos le permitirán obviar, o al menos minimizar, las situaciones de riesgo en el manejo de los explosivos.

Igualmente se verá la forma de disponer del material sobrante ya sea por que se tiene un excedente del material que no va a ser utilizado o no es seguro su almacenamiento o porque hubo necesidad de rechazar algún material por defectuoso. Obviamente se verán también algunos criterios por los cuales se deberá rechazar o no utilizar un material explosivo.

POTENCIA RELATIVA

Denominada también como fuerza, se considera como la capacidad de trabajo útil del explosivo; es la energía disponible para producir efectos mecánicos. Este concepto se originó o nació de los primeros métodos para clasificar los grados de las dinamitas. Las dinamitas puras o nitroglicerinas, eran medidas por el porcentaje de nitroglicerina en peso que contenía cada cartucho; Por ejemplo, la dinamita de 40% de potencia, contiene 40% de nitroglicerina; una de 60% contiene 60% de nitroglicerina, etc.

La fuerza de acción de este tipo de explosivo se toma como base para la comparación de todas las demás dinamitas. De esta manera, la potencia de cualquier otra dinamita, expresada en tanto por ciento, indica que estalla con tanta potencia como su equivalente de dinamita nitroglicerina en igualdad de peso.

Dentro de esta característica se deben tener en cuenta parámetros tales como: poder rompedor, que hace referencia a la capacidad del explosivo de romper la roca por la acción única de la detonación, sin tener en cuenta la presión ejercida por los gases.

Por este aspecto el parámetro de poder rompedor cobra importancia para los explosivos de uso no confinado donde los gases no pueden ejercer grandes presiones; los otros parámetros que entran en juego son: energía absoluta por peso (AWS), factor que considera la energía calorífica del explosivo la cual esta determinada por los calores específicos de formación de las reacciones que tienen lugar en la detonación de la emulsión explosiva, por unidad de peso; energía absoluta por volumen (ABS), que considera el factor de la densidad del explosivo como agente incidente en su potencia; factor de energía, (EF), que adicionalmente considera el volumen del material a volar; y por último la energía relativa, por unidad de peso, (RWS), o por unidad de volumen, (RBS), que es solo la presentación de los dos últimos parámetros en términos de un patrón de referencia que es la energía del ANFO.

Método de Traulz para Determinar la Potencia de un Explosivo

Para la determinación de la potencia relativa se usa, entre otros métodos, la prueba de TRAUZL, que determina la capacidad de expansión que produce la detonación de 10g de explosivo disparado dentro de un bloque cilíndrico de plomo con unas dimensiones de 22cm de longitud y 20cm de diámetro con un orificio de capacidad 62cm³. (Ver figura 1.22).

Luego de realizar el disparo utilizando mecha y fulminante se compara la propagación de la fuerza desarrollada por el explosivo en prueba, con respecto a la desarrollada por igual peso de gelatina, que se toma como explosivo patrón con potencia relativa de 100%.

Cuando se compara el volumen final con el producido por 7g de ácido pícrico se obtiene el denominado “Índice de Traulz”.

Figura 1.22 Ensayo de Traulz

Como los explosivos más potentes tienden a dar un incremento de volumen mayor que el que corresponde a su potencia real, se define el Coeficiente de

Utilización Práctica, C.P.U., basado en la comparación de pesos de explosivos “Cex” que producen volúmenes iguales al de una carga patrón de 10 o 15g de ácido Pícrico.

C.U.P. = 15 / Cex x 100

Método del Mortero Balístico para Determinar la Potencia de un Explosivo

Existen adicionalmente otros métodos para medir la potencia como el del Mortero Balístico consistente en comparar la propulsión de un mortero de acero montado sobre un péndulo balístico por efecto de los gases cuando se hace detonar una carga de 10g de explosivo. El índice T.M.B. se calcula a partir de la ecuación:

T.M.B. = 100 x (1-cosα) / (1-cosβ)

donde α y β son los ángulos registrados en el retroceso del péndulo, correspondientes al explosivo a ensayar y al explosivo patrón respectivamente.

Figura 1.23 Mortero balístico

Si bien, estos dos procedimientos descritos dan buenos resultados en pruebas a explosivos tipo dinamita, no son aplicables a agentes explosivos como el ANFO o los hidrogeles debido a lo siguiente:

Los diámetros utilizados en ambos procedimientos son demasiado pequeños respecto del diámetro critico de esos explosivos, que es el diámetro mínimo por debajo del cual la onda de detonación no se propaga o si lo hace es con una velocidad muy por debajo a la de régimen.

El retacado de 2cm que se emplea en el ensayo Traulz es proyectado por los gases antes que estos efectúen un trabajo efectivo.

En el mortero balístico la carga se encuentra desacoplada.

Estas pruebas solo son adecuadas cuando los explosivos son sensibles a la iniciación por detonadores y los tiempos de reacción son pequeños.

Para éstos existen unos métodos alternativos enunciados a continuación.

Otros Métodos para Determinar la Potencia de un Explosivo

Además de los anteriores existen otros métodos también aplicables para determinar la potencia de un explosivo dentro de los cuales se pueden mencionar:

Método de la potencia sísmica

Consiste en el registro de una perturbación sísmica producida, a una distancia determinada, por la detonación de un explosivo en un medio rocoso isótropo.

Como explosivo patrón se tiene el ANFO y se supone que la variación de las vibraciones es proporcional a la energía del explosivo elevada a 2/3. No se considera un método adecuado para medir energía disponible de un explosivo.

Método del cráter

Consiste en la determinación de la profundidad crítica y la profundidad óptima, que son aquellas para las que, respectivamente, una carga de explosivo rompe la roca en superficie y produce el cráter de mayor volumen. Esta metodología tiene el inconveniente de requerirse de varios ensayos, tiros, y la dificultad de disponer de un banco de prueba en roca homogénea.

Método del aplastamiento de un cilindro

Define el poder rompedor de un explosivo, que está relacionado con la capacidad de fragmentación de la roca, por medio del aplastamiento que produce una carga sobre un molde cilíndrico de metal.

Existen métodos como el de Kast y el de Hess, siendo este el más usado, pues refleja bien la energía de la onda de tensión con la presión de detonación, (figura 1.24).

Figura 1.24 Prueba de HESS (poder rompedor)

Método de la placa

Consiste en hacer detonar, sobre una placa de acero o aluminio, una carga cilíndrica de explosivo; la deformación que ésta produce sobre la placa es una medida cuantitativa de la energía de la detonación.

Los resultados de ésta prueba pueden ser altamente variables debido a factores como la geometría de la carga de explosivo, se debe tener especial atención a mantener siempre la misma, el punto de ubicación de la carga sobre la placa y el mismo sistema de iniciación; presentan adicionalmente un sesgo favorable hacia los explosivos con mayor energía de la onda de choque.

Medida de energía bajo el agua

Se caracteriza ésta técnica por ser una de las más completas al permitir efectuar pruebas con una geometría de las cargas semejantes a las introducidas en los barrenos y llegar a determinar por separado la energía vinculada a la onda de choque, denominada Energía de Tensión ET, y la energía de los gases de detonación denominada Energía de Burbuja EB, así como la posibilidad de evaluar la influencia del sistema de iniciación en la energía desarrollada por un explosivo. Este método es muy útil para comparar los rendimientos de explosivos similares bajo las mismas condiciones de ensayo. Actualmente, es el procedimiento más empleado en la evaluación de la energía de los explosivos, pues salvo la componente de Energía Térmica el resto quedan fielmente cuantificadas.

Figura 1.25 Voladura subacuática

Fórmulas Empíricas para Determinar la Potencia de un Explosivo

Fórmula Sueca propuesta para determinar la Potencia Relativa en Peso, PRP de un explosivo:

PRP = 5/6 x Qe/Q0 + 1/6 x VG/VG0

Donde:

Q0 = Calor de explosión de 1kg de explosivo LFB(5 MJ/kg) en condiciones normales de presión y temperatura.

Qe = Calor de explosión de 1kg del explosivo a emplear.

VG0 = Volumen de los gases liberados por 1kg de explosivo LFB(0,85m³/kg).

VG = Volumen de los gases liberados por el explosivo a emplear.

Como en algunas ocasiones la potencia es referida al ANFO, primero puede calcularse la potencia con respecto al explosivo patrón LFB y el valor obtenido se divide por 0,84, que es la potencia relativa del ANFO con respecto al LFB. Los otros valores para el ANFO son:

Qe = 3.92 MJ/kg ; VG = 0.973 m³/kg

Factor de Potencia; alternativa de comparación de explosivos

FP = PAPx x VD x ρe

donde:

PAPx = Potencia Absoluta en Peso del explosivo (X) dado en (cal/g).

VD = Velocidad de Detonación (m/s).

ρe = Densidad de explosivo (g/cm³).

Suele creerse que la energía verdadera desarrollada por las dinamitas de diferentes porcentajes de fuerza guarda proporción directa con los porcentajes marcados. Se cree por ejemplo, que la dinamita de 40% es dos veces más fuerte que la de 20% y que la de 60% es tres veces más fuerte que la de 20%. Este tipo de relaciones simples son incorrectas debido a que una nitroglicerina de mayor fuerza ocupa casi el mismo espacio en el barreno pero produce más gases, por lo tanto las presiones son mayores y el explosivo resulta más eficiente, ver tabla 1.8 donde se indica el número de cartuchos de determinada potencia necesarios para igualar un cartucho de diferente fuerza. Es de anotar que dos explosivos no tienen exactamente el mismo desempeño aunque sean del mismo tipo debido a que también intervienen las características del material a volar y el grado de compactación que se proporcione al explosivo.

Fuente: Instituto de fabricantes de explosivos USATabla 1.8 Equivalencias entre cartuchos de dinamita de diferentes potencias

PRINCIPALES RIESGOS DE LAS VOLADURAS

Es preciso, antes de considerar un estudio de las medidas de seguridad en el uso de explosivos, contemplar los riesgos asociados a su manejo, pues son éstos, los que finalmente demandarán el conocimiento e implementación de las medidas de seguridad.

La voladura de rocas con explosivos requiere de la aplicación de técnicas correctas de perforación y de uso de los explosivos y sus accesorios enmarcadas en dos aspectos a saber:

1. La naturaleza propia del explosivo: actúa desarrollando una cantidad de energía en un tiempo muy corto, con una afectación considerable del entorno.

2. El medio sobre el que se trabaja: heterogéneo y variable de un punto a otro del mismo frente, del cual por lo general no se tiene mayor conocimiento.

Por lo tanto, las voladuras constituyen una operación delicada que conlleva unos riesgos que son precisos conocer para poder controlar o minimizar.

Los principales problemas que presentan las voladuras, independientes de los derivados del propio manejo de los explosivos, se pueden agrupar en (M.O.P.U., 1996, p.344):

Fallas en el Disparo

Estas fallas pueden ocurrir en:

La iniciación de la voladura completa.

La iniciación de un barreno o de una serie de éstos.

En una porción de uno o de varios barrenos.

Estas fallas inducen los siguientes problemas:

Recuperación del explosivo no activado después de la voladura.

No logro de los resultados esperados al no obtener la debida fragmentación de la roca.

Un explosivo acompañando a la roca arrancada.

Necesidad de nuevas perforaciones y voladuras con nuevos riesgos derivados de perforar junto a barrenos con explosivo y de proyecciones de roca.

Proyecciones

En toda voladura se producen proyecciones de material del cual puede llegar a preverse la forma y situación del montón volado. Muchas veces, incluso, esas proyecciones son el objeto mismo de la voladura.

Existe, sin embargo, el riesgo de proyecciones de rocas a distancias considerables, no planeadas, que pueden ser ocasionados por:

Una sobrecarga local, causada por un mal diseño de la voladura, o por desviaciones en la perforación entre otras.

Presencia de grietas, cuevas o diaclasas.

Terreno suelto, por su misma naturaleza o por voladuras anteriores.

Intercalaciones de capas de distintas resistencia.

Vibraciones

Al producirse la detonación del explosivo se produce en el entorno de la carga una onda de compresión, debida a la liberación de gases y al aumento de la temperatura; esta variación de presión produce un fenómeno ondulatorio que, como un reflejo de la naturaleza de la fuente que las produce, induce la generación de ondas que se transmiten en el medio, con mayor o menor atenuación, provocando una reacción en las estructuras y medio próximo.

Dependen fundamentalmente de:

La carga instantánea.

De los tiempos de retardo empleados.

De la distancia al punto de la voladura.

De la naturaleza de los terrenos atravesados por la vibración.

Las vibraciones ocasionan problemas en el medio ambiente, con repercusiones en el aspecto económico.

Ruidos

La onda aérea rara vez da lugar a daños, a pesar de lo cual su influencia en el medio natural es muy importante, constituyendo en muchos casos el mayor motivo de reclamaciones.

Se deben distinguir dos tipos de ruidos en las voladuras; los unos los normales provenientes de la voladura y otros originados por:

Los iniciadores de la voladura, los detonadores y el cordón detonante, situados en la superficie del terreno.

La explosión dentro del barreno.

La caída del material volado.

Ruidos accidentales, con el mismo origen que las proyecciones a las que acompañan.

Una buena práctica es cubrir los detonadores y el cordón detonante con una capa de tierra de 20 a 30 cm de altura.

Repiés

Son porciones de roca sin volar en la parte inferior del banco. Su origen es variado, pero entre otros se puede deber a:

Insuficiente cantidad de explosivo.

Inclinación desfavorable de los estratos, en relación con la orientación del frente

Grietas o cuevas que impiden una carga total del barreno.

Capas más blandas próximas a la capa inferior del banco.

Presencia de agua en el barreno, cuando el explosivo es soluble.

Repies anteriores no volados completamente.

La solución de los repiés una vez formados es costosa. El empleo de explosivo mediante tiros sensiblemente horizontales, en un medio perturbado, presenta riesgos durante la propia perforación: si el frente es alto y existen zonas de roca inestable y en la voladura, con riesgo de proyecciones especialmente peligrosas.

Buena parte de los repiés puede ser evitada con un diseño adecuado de los frentes, en función de las características del terreno a volar.

Encendidos Intempestivos

El más alto riesgo lo presenta el encendido por mecha. Sin embargo actualmente con el uso de los detonadores eléctricos éste riesgo queda reducido al que pueda producirse por corrientes erráticas provenientes de:

Tormentas eléctricas.

En las proximidades de líneas eléctricas o emisoras de radio.

Corrientes estáticas

En algunos casos de explotación en minas metálicas.

El cumplimiento de las reglas de encendido, la conexión de los detonadores eléctricos inmediatamente antes de la voladura, y el empleo de detonadores insensibles o altamente insensibles, permite la erradicación de este riesgo en la mayor parte de los casos. El sistema Nonel es intrínsecamente seguro frente a las cargas eléctricas.

RESEÑA HISTÓRICA

La pólvora es la más antigua de las sustancias explosivas conocida, que consistía en una mezcla formada por salitre, azufre y carbón; aunque se tiene conocimiento que entre los años 221 y 207 a.c., los chinos ya usaban el salitre (nitrato de potasio) en la fabricación de fuegos artificiales.

Figura 1.1 Fuegos artificiales

Se piensa que su descubrimiento fue casi accidental, pues era pretensión, de los alquimistas de la época, el fabricar oro a través de la solidificación del mercurio, para lo cual en alguna ocasión, un monje, mezclo en un recipiente: azufre, salitre y carbón; lo colocó al fuego y...EXPLOSIÓN.

Figura 1.2 Invento accidental de la pólvora

Sin embargo, y debido a que en la edad media se manejaba al interior de conventos y monasterios variadas fórmulas y experimentos de forma secreta por creerse de origen demoníaco, no se tiene precisión en cuanto al origen mismo de la pólvora y así su invención se le ha atribuido a chinos, árabes e indostánicos e incluso a los antiguos alquimistas que ya conocían las propiedades de la mezcla del salitre, el azufre y el carbón de leña.

La fórmula de la pólvora, con instrucciones detalladas para su fabricación, aparece en el siglo XII, en los escritos del monje inglés Roger Bacon; Es probable que la pólvora se introdujera en Europa procedente del oriente medio.

Figura 1.3 Roger Bacon

Berthold Schwarz, un monje alemán, a mediados del siglo XIV, puede haber sido el primero en utilizar la pólvora para impulsar un proyectil; desde esto y hasta nuestros tiempos la pólvora ha sido usada en armas de fuego.

Sin embargo ya se pensaba que los árabes lo hubiesen utilizado anteriormente, mientras Europa atravesaba el periodo post-Romano, con fines bélicos, al encontrarse un grabado en el cual un guerrero con una antorcha trata de encender lo que pudiera catalogarse como una especie de cañón con una flecha para ser expulsada contra una puerta de un castillo.

Figura 1.4 Cañón árabe

Tiempo después el salitre es sustituido por clorato de potasio lo que hace la pólvora más potente; años más tarde también se uso en reemplazo del salitre el nitrato de sodio conocido como Nitro de Chile, dado su origen.

La pólvora, a no ser por su necesidad de oxígeno, podría estar constituida tan solo por carbón y azufre; sin embargo, dada su condición de ser un explosivo combustible requiere proveerse de oxígeno para estallar en un barreno; esta provisión la toma de la tercera sustancia que bien puede ser el clorato de potasio o el nitrato de sodio quienes al calor se descomponen desprendiendo oxígeno. Una aplicación de ésta característica se aprecia en los juegos artificiales como los cohetes o voladores que se elevan al cielo, en donde la pólvora solo esta compuesta por carbón y azufre para que se queme lentamente la parte expuesta al aire del combustible mientras sube el cohete. El primer intento de utilización de la pólvora para minar los muros de las fortificaciones se llevó a cabo durante el sitio de Pisa en 1403.

En la segunda mitad del siglo XVI, la fabricación de pólvora en la mayoría de los países era un monopolio del estado, que poco a poco fueron reglamentando su uso.

Inicialmente se uso, y por varios siglos, como único explosivo, la pólvora negra, hasta el año 1846 cuando el italiano Sobrero descubrió la nitroglicerina, sustancia explosiva muy potente, la cual empezó a ser utilizada y llamada como el “aceite explosivo”, dada su apariencia, dando mayores ventajas energéticas sobre las proporcionadas por la mezcla de carbón de madera y sales oxidantes de nitrato de potasio de los explosivos primarios.

Figura 1.5 Ascanio Sobrero

Este primer desarrollo se tradujo en mayor energía y por ende en mayor rendimiento, pero a su vez generó nuevas dificultades de manejo por ser la nitroglicerina una suspensión líquida, aceitosa, muy sensible al choque, al roce o la llama y muy difícil de cargar en un barreno; condición que la hacía demasiado peligrosa. Alcanzó a ser usada como reemplazo de la pólvora en voladuras pero dada su peligrosidad se suspendió su uso.

Figura 1.6 Alfred Nobel

A partir de la síntesis de la nitrocelulosa en 1846, Alfred Nóbel en 1865, descubre la solución para el uso de la nitroglicerina, primero mezclándola para ser absorbida en material sólido poroso como tierra de infusorios o diatomáceas (similar al polvo de ladrillo) y posteriormente dándole consistencia gelatinosa al mezclarla con la nitrocelulosa. Se abre así paso a las dinamitas, las cuales son usadas y mejoradas a partir de éste concepto primario.

De la proporción de Nitroglicerina y material inerte depende su poder explosivo, siendo el porcentaje de Nitroglicerina el que determina la fuerza relativa del explosivo. También fue Nóbel quien inventó disolver algodón en Nitroglicerina y las primeras dinamitas gelatinas.

El empleo de la dinamita inicialmente se vio limitado en el uso de minas de carbón debido a la presencia de gas metano, que provocaba explosiones en forma incontrolada. Esta situación se superó mediante el desarrollo de un explosivo conocido como dinamita permisible (Antigrisú), el cual ofrecía mejores condiciones de manejo y detonación en condiciones especiales.

Ante los inconvenientes de uso de explosivos, en ambientes de temperaturas extremadamente bajas, se desarrollaron con posterioridad las dinamitas anticongelantes, con la adición a la mezcla original de un producto depresor del punto de congelamiento de la nitroglicerina llamado nitrato de etilenglicol.

En el uso práctico de la dinamita se encontraron nuevos factores adversos como su alta sensibilidad al calor, la fricción y el impacto, lo que produjo muchos accidentes. Incluso dentro de éstos factores adversos se resaltaba su bajo período de almacenamiento pues presentaba el fenómeno de la exudación o separación de la nitroglicerina en forma líquida haciéndola aún más sensible y peligrosa; adicionalmente se tenían otra serie de inconvenientes con su efecto vasodilatador que producía fuertes dolores de cabeza en quienes la manipulaban.

Igualmente demandaba para su fabricación una gran infraestructura con elevados índices de seguridad por los riegos en que se incurría en su proceso de elaboración. Estos factores adversos provocaron infinidad de accidentes principalmente en Francia y en Estados Unidos quienes, por tanto, promovieron investigaciones que llevaran a superarlos. Quedaría así enmarcada la primera generación de explosivos. En ésta primera generación de explosivos se tenía el concepto que el poder explosivo de las dinamitas era aportado por los compuestos nitrados presentes.

Habría faltado un accidente, en el año de 1947, cuando, en Estados Unidos, un barco cargado con nitrato de amonio tipo fertilizante, estallo al mezclarse éste fertilizante con el aceite combustible del barco, para que los investigadores desviaran sus estudios al efecto explosivo de las mezclas de sustancias oxidantes, como el nitrato de amonio, con combustibles, fuel oil.

Durante los últimos años el nitrato de amonio ha desempeñado un papel cada vez más importante en los explosivos. Inicialmente se uso como ingrediente de la dinamita para posteriormente ser usado en una mezcla sencilla y económica con el diesel revolucionando así la industria de los explosivos cubriendo actualmente cerca del 80% de las necesidades de los explosivos.

Es así como nace y se inicia el desarrollo del explosivo ANFO, por las siglas en ingles de Amonium Nitrate and Fuel Oil, denominados de segunda generación. Este compuesto, conformado con base en un

prill de nitrato de amonio, en un 94% y ACPM, aceite combustible para motores, en un 6%, resulta muy seguro de operar y bastante económico en su fabricación.

Sin embargo presenta algunas limitaciones como su baja sensibilidad, por lo que requiere de un multiplicador para ser iniciado especialmente en barrenos mayores de 3 pulgadas y su poca o ninguna resistencia al agua. Presenta como ventajas, además de las ya mencionadas, buen balance de oxígeno, buena generación de gases para el logro de resultados satisfactorios en fragmentación de roca, no reacciona al calor, a la fricción o al impacto y no produce malestar en quien lo opera pues en su formulación carece de nitroglicerina.

Con el advenimiento de la minería, la necesidad de manejo de mayores cantidades de explosivo, las desventajas de manejo y producción de las dinamitas y las limitaciones del ANFO, se crea la necesidad de nuevos desarrollos, y es así como Melvin Cook en asocio con otros científicos encuentran la manera de elaborar un material, también a base de nitrato de amonio preparando una solución saturada, logrando ensayos positivos desarrollando de esta manera el primer SLURRY en el año de 1960.

Los explosivos de geles de agua, a base de nitrato de amonio con sensibilizadores como los nitratos de amina, el trinitrotolueno TNT y el aluminio, y con agentes de gelificación y otros materiales, para proporcionarles su grado de sensibilidad, a diferencia de la mezcla de nitrato de amonio y diesel, son resistentes al agua y pueden prepararse según fórmulas de elevadas velocidades de detonación.

Ya que no contienen Nitroglicerina, los geles de agua son menos peligrosos que la dinamita en su fabricación, transporte, manipulación y empleo. Dado este menor grado de peligrosidad y a su flexibilidad han declinado el empleo de la dinamita.

Estos slurries, obtienen su carácter de resistencia a la humedad por un sistema de engomado en medio acuoso cuyo gel o gele reticulado no permite el paso de agua hacia el compuesto. Esta idea fue patentada por la firma Canadian Industries Limited, Hydromex.

Las investigaciones no pararon aquí y es así como en 1967, la Atlas Power Company desarrolla las primeras emulsiones explosivas en que, al contrario de los slurries, la solución oxidante o solución acuosa saturada de nitrato de amonio, se dispersa en una solución combustible, mezcla de aceites, los cuales son insolubles entre si, pero que son enlazados por un compuesto emulsificante, mediante una intensa y continua agitación. Su resistencia al agua la aporta ésta en su repulsión por la fase continua de aceite.

Con estos nuevos desarrollos de slurries y emulsiones se da paso a la tecnología de punta o tercera generación la cual es usada en la minería actual, que en grandes volúmenes de explotación, la utiliza mediante cargue mecánico desde camiones que los bombean a los barrenos en forma de matriz previamente fabricada en planta y almacenada en silos y solo en el momento de cargue del barreno se sensibiliza como explosivo, logrando así una máxima seguridad de operación.

Junto con el ANFO, estas emulsiones, se inician con multiplicadores ya que no son sensibles al detonador Nº 8 característica que los cataloga como agentes de voladura.

De ésta tercera generación se han hecho muchas mejoras, hasta el punto de lograr explosivos slurry y emulsiones sensibles al detonador Nº8, encartuchados en pequeños diámetros, reemplazando completamente a las dinamitas y permitiendo su uso en la minería y obras civiles subterráneas.

Los productos explosivos de uso actual, cuentan con la particularidad de reunir las máximas condiciones de estabilidad y especificidad de aplicaciones, siendo también sumamente seguros en cuanto a la operación. Los hidrogeles y emulsiones han desplazando casi por completo, en Colombia, el empleo de la dinamita dado sus superiores grados de seguridad en su manejo y empleo. Como ventaja adicional su fabricación es comparativamente más sencilla.

En Colombia se produjeron dinamitas en la Industria Militar desde 1967, importando la gelatina explosiva, gel de nitroglicerina y nitrocelulosa, y produciendo nitroglicerina desde al año 1983, hasta 1993 cuando se reemplazaron completamente por slurry tipo hidrogel aluminizado, del cual se inicio su desarrollo en 1989 con producción en caliente a base de nitrato de mono metil amina y posteriormente con producción en frió a base de nitrato de examina, tecnología que actualmente continúa en practica por sus ventajas frente a la producción en caliente.

La cuarta generación de explosivos hace referencias a la utilización de energía atómica para fabricar sustancias explosivas.

Paralelo al desarrollo y descubrimiento de nuevas sustancias explosivas se ha dado también el desarrollo y evolución de una actividad al interior del uso de los explosivos, como es la perforación.

A finales del siglo XVII y comienzos del XVIII donde ya los explosivos eran usados ampliamente, la técnica de la perforación se encontraba en su nivel más bajo; se cincelaban a mano huecos de 15 a 20 milímetros de diámetro y de 0.5 a 1.0 metros de profundidad.

Por ésta época el incendio de la carga explosiva, pólvora, era igualmente muy rudimentario practicándose con tizones de carbón que se arrojaban al hueco, con astillas, tubos y papeles enrollados impregnados de pólvora, o con mechas de tela de combustión lenta impregnada de salitre. Eran muy frecuentes los accidentes y las tragedias.

A mediados del siglo XIX se inventó un mecanismo de perforación accionado con vapor. Casi diez años después aparecieron las perforadoras neumáticas y posteriormente las perforadoras operadas con energía eléctrica; De éstas las de mayor acogida industrial fueron las neumáticas.

En los últimos años se han construido agregados de alta eficiencia para perforación por rotopercusión, agregados con martillos de inmersión y de trépanos y comienzan a usarse montajes de perforación térmica y combinada (percusión con martillos de trépanos).

Constantemente se mejoran las sustancias explosivas y los medios de explosión. Se han creado detonitas que permiten usar barrenos de diámetros reducidos; los medios de explosión de micro-retardo tienen aplicación universal.

El siguiente es un recuento cronológico de la historia de los explosivos (Escuela de Ingenieros Militares, 1996. p. 6):

1659 Gauber, preparó por primera vez el nitrato de amonio (NH4-NO3).

1771 Wonlff, descubre el ácido pírico, utilizado en el siglo XIX como carga rompedora para las granadas de artillería.

1779 El ingeniero inglés Echoward, prepara el fulminante de mercurio con verdadero detonador.

1788 Berthod, cambia el salitre por clorato de potasio en la composición de la pólvora.

1832 H Braconnot, desarrolla la nitrocelulosa (mezcla de ácidos nítricos y sulfúricos).

1846 Ascanio Sobrero, químico italiano prepara por primera vez la Nitroglicerina. Un año más tarde, 1847, en Turín, Italia, crea un explosivo compuesto por Nitroglicerina, absorbidas por materias porosas que contienen otros ingredientes generadores de energía; pero solo hasta 1865 el sueco

Alfred Nobel, descubrió que la Nitroglicerina podía utilizarse sin peligro una vez empapada por un estabilizante llamado Kieselguhr (tierra de diatomeas). También consiguió solidificarla añadiendo un 8% de nitrocelulosa a fin de gelificarla; a estos famosos explosivos, se les llamó dinamita.

1867 Ohlsson y Norebin, incorporan el nitrato de amonio en una dinamita.

1875 Federick Abel, crea la dinamita goma (absorber la Nitroglicerina en algodón nitrado).

1876 Los suecos Johnson y Norvin, obtuvieron los explosivos de seguridad.

1882; Reid y Johnson fabrican la primera pólvora sin humo.

1884; Duttenhofer, fabrica la primera pólvora granulada totalmente gelatinizada.

1888; Nobel, consiguió la balístita, gelificando la nitrocelulosa con Nitroglicerina.

1889; Se fabrica, en Londres, la zordita a base de algodón pólvora.

1891; Tollens, descubre el PERN, pentaeritritetranitrato.

1897; se fabrica el primer explosivo utilizable a base de clorato, llamado Chedrita.

1899; El alemán Henning, descubre la ciclonita denominada también Exógeno, con elevada velocidad de detonación y que combinada con TNT, muchos años después, dio origen al RDX, un explosivo muy poderoso.

RESISTENCIA AL AGUA

La resistencia al agua se define como la habilidad del producto para soportar la penetración del agua (Escuela de Ingenieros Militares, 1992, p.26). Inicialmente se deben diferenciar tres conceptos:

Resistencia al contacto con el agua.

Resistencia a la humedad.

Resistencia bajo presión del agua.

La resistencia al contacto con el agua es aquella característica por la cual un explosivo, sin necesidad de envoltura especial, mantiene sus propiedades de uso inalterables durante cierto tiempo de estar en contacto con ella.

Una situación pertinente, es el de un barreno en una voladura de desmonte el cual se encuentra totalmente lleno de agua. En esta situación se pueden usar hidrogeles, riogeles o emulsiones; nunca se puede usar explosivos pulverulentos pues sus sales se disuelven en agua; aún si están debidamente envueltas con material impermeable éstas flotarían en el barreno.

Entre mayor sea el contenido de nitroglicerina en un explosivo mayor será su resistencia al agua y menor su deterioro ante la acción de la misma.

La resistencia a la humedad es otro aspecto y se da básicamente cuando se desea cargar un explosivo en un barreno húmedo pero sin agua; En este caso, adicional a los explosivos usados en barrenos inundados, se pueden usar los de tipo pulverulento encartuchados en plástico, o pulverulentos impermeabilizados con envoltura de papel, los cuales en su composición cuentan con un agente que rodea a las partículas de explosivo, proporcionándoles algún grado de impermeabilización.

La resistencia a la presión de agua es la capacidad del explosivo para soportar la acción de elevadas columnas de agua manteniendo su sensibilidad y características explosivas. Los explosivos de este tipo contienen aditivos de metales pesados y formulaciones adecuadas que soportan hasta 100m de columna de agua.

SENSIBILIDAD

La sensibilidad de un explosivo es su capacidad de propagación. La prueba más utilizada en el momento para lograr establecer si un explosivo tiene o no buena sensibilidad consiste en establecer la distancia a la que la mitad de un cartucho de 3.175 cm x 20.3 cm propagará la otra mitad del mismo cartucho, cuando ambas partes estén enfrentadas.

La evaluación de esta prueba permite establecer un grado de seguridad en donde una de las mitades utilizada es capaz de encender toda una columna de explosivo.

Transmisión de la Detonación

Se habla de transmisión por “simpatía” al fenómeno en que un cartucho al detonar, induce a otro próximo a detonar igualmente.

Una buena transmisión al interior de un barreno es la garantía para conseguir la completa detonación de las columnas de explosivo. Cuando se tienen barrenos próximos o las cargas dentro de éstos se diseñan espaciadas, se puede producir la detonación por “simpatía” por medio de la transmisión de la onda de tensión a través de la roca; Sin embargo ante la presencia de aguas subterráneas, discontinuidades estructurales o por la propia presión del material inerte de los retacados intermedios sobre cargas adyacentes pueden verse afectados los resultados de fragmentación y vibraciones.

Uno de los métodos para medir el “Coeficiente de Autoexcitación”, como también se conoce a esta capacidad o aptitud, consiste en determinar la distancia máxima a la que un cartucho cebado hace explotar a otro cartucho receptor sin cebar, estando ambos dispuestos en línea según su eje y apoyados bien sobre una superficie de tierra o metálica, o incluso, dentro de tubos de diferentes materiales o al aire.

En la mayoría de los explosivos industriales las distancias máximas hasta las que se produce la detonación por simpatía están entre 2 y 8 veces su diámetro, dependiendo del tipo de explosivo.

Estos resultados pueden verse afectados por el estado de los explosivos en cuanto a la vetustez de los mismos y por el calibre de los cartuchos.

Sensibilidad al Calor

Los explosivos, al calentarse de forma gradual, llegan a una temperatura en que repentinamente se descomponen, con desprendimiento de gases, proceso que va incrementándose hasta producirse una deflagración o una pequeña explosión. La temperatura a la que ocurre este fenómeno se le denomina “punto de ignición”. Para los explosivos industriales este punto se logra entre los 180°c y los 230°c; para las pólvoras se obtiene entre 30°c y 35°c.

Es importante diferenciar ésta característica de la sensibilidad al fuego, la cual indica su facilidad de inflamación. Así, la pólvora a pesar de su alto grado de sensibilidad al calor es muy inflamable, explosionando hasta con la acción de una chispa, lo mismo que la nitrocelulosa.

SENSITIVIDAD

Es la medida de la facilidad de iniciación de los explosivos, es decir, el mínimo de energía, presión o potencia que es necesaria para que ocurra la iniciación. Lo ideal de un explosivo es que sea sensitivo a la iniciación mediante cebos para asegurar la detonación de toda la columna de explosivo, e insensitivo a la iniciación accidental durante su transporte, manejo y uso.

Esta capacidad varía según el tipo de explosivo; por ejemplo en la mayoría de los explosivos gelatinosos se emplean, para su inicio, detonadores, mientras que los agentes explosivos requieren generalmente de un multiplicador o cartucho cebo de mayor presión y velocidad de detonación.

En la industria de los explosivos, la prueba más usada es la de la sensitividad al fulminante, los cuales varían desde el número 4 hasta el 12. El uso del fulminante número 8 es la prueba estándar, su contenido es de 2 gramos de una mezcla de 80% de fulminato de mercurio y 20% de clorato de potasio o alguna sustancia equivalente. Con el uso de este fulminante se clasifican los productos explosivos; si estallan se les denomina explosivo (Cap sensitives), si sucede lo contrario se les llama agentes explosivos (Non cap sensitives).

Para comparar las sensitividades entre diferentes productos se utilizan fulminantes de diferentes potencias, cuanto más alto sea el número de la cápsula mayor será la sensitividad del explosivo.

(a) Fulminante con retardo; (b) Fulminante instantáneo; (c) Fulminante No.8Figura 1.21 Tipos de Fulminante

BALANCE DE OXÍGENO DE ALGUNAS SUSTANCIAS EXPLOSIVAS Y SUS COMPONENTES

Fuente: Ministerio de obras públicas de España, MOPU

CARACTERÍSTICAS DE ALGUNOS EXPLOSIVOS USADOS EN CONSTRUCCIÓN

Fuente: MOPU, España

TIPOS DE EXPLOSIVOS

La manera más general de clasificar los explosivos es por su forma de reacción química, característica que los divide en: químicos, nucleares, especiales.

Los explosivos químicos son los que generalmente se utilizan en las actividades de minería e ingeniería y se caracterizan por su asociación a sustancias compuestas por nitratos y por su reacción química de detonación producida por el efecto de una onda de choque.

Los nucleares, productores de gran cantidad de energía mediante la desintegración de materiales radioactivos como el uranio y plutonio y su uso es absolutamente militar.

Los especiales; ya de muy poco uso, el cual estaba limitado a ambientes con alto nivel de grisú en las minas de carbón y que actuaban como una explosión física sin detonación producida por la súbita expansión de gases inertes licuados como el CO2 (cardox), por la aplicación de calor.

Los explosivos químicos a su vez se pueden clasificar, según la velocidad de su onda de choque, en dos grandes grupos:

Explosivos Rápidos

También llamados detonantes; su velocidad de detonación está entre 2000m/s y 7000m/s y la onda de choque es autosostenida.

Se clasifican en este grupo los que cambian de un estado sólido inicial a un estado gaseoso-detonante de una manera casi instantánea. Estos explosivos producen un efecto destrozador sobre un objetivo determinado, utilizándose donde se requieren cargas de demolición.

Se dividen a su vez, según su aplicación, en primarios, de alta energía y sensibilidad, usados para iniciar los secundarios que son los que efectúan el trabajo de rompimiento; son menos sensibles que los primarios pero desarrollan mayor trabajo útil.

Explosivos primarios

Son sustancias empleadas para iniciar (cebar) otras cargas explosivas dadas sus características de gran sensibilidad al choque, al calor y a la fricción, por lo que también son llamados iniciadores o detonadores.

Normalmente una pequeña cantidad de este explosivo iniciador es suficiente para iniciar una cantidad proporcionalmente mayor de otro explosivo no primario. Dentro de los explosivos más conocidos de éste tipo se encuentran: el fulminato de mercurio, el nitruro y el trinitroresorcinato de plomo usados en los detonadores y multiplicadores.

Explosivos secundarios

Estas sustancias tienen menor grado de sensibilidad que los explosivos primarios o iniciadores; Pueden ser usados solo o en combinación con otros explosivos como carga base y requieren precisamente de un iniciador para su detonación.

Son generalmente usados en el fracturamiento y desprendimiento de rocas dado que aunque tienen menor sensibilidad que los primeros desarrollan mayor trabajo útil. Cuando se hace explotar una carga de explosivo, en un medio cerrado como por ejemplo un barreno o una perforación larga, de velocidad reducida, (200 a 300m/seg), la presión de los gases de la explosión sobrepasa el límite de resistencia de la roca y se presentan agrietamientos en las partes más débiles por los cuales penetran los productos de la explosión, destrozando la roca en fracciones de diferentes tamaños, desprendiéndolas del masivo y lanzándolas a alguna distancia se dice que se generó un efecto de carácter barredor o fugaz y por tanto al explosivo, con ésta capacidad, se le denomina de igual manera.

Cuando se explota una carga explosiva de mayor velocidad de explosión, la presión de los gases crece instantáneamente y se hace tan grande que la roca se fractura y fracciona en trozos pequeños. Esta acción conjunta de la alta velocidad de explosión y la alta presión de los gases formados genera una fuerte percusión sobre la roca que rodea la carga. A los explosivos con ésta capacidad, determinada por su velocidad de explosión, se les denomina cargas rompedoras.

Adicionalmente estos explosivos secundarios tienen otras ventajas como su menor costo de fabricación respecto de los convencionales, un mejor balance de oxígeno y dependiendo de la combinación de sus mezclas manejan mejores patrones en cuanto a su sensibilidad, densidad, potencia, resistencia al agua, etc.

Dentro de este grupo existe gran número de explosivos sin embargo se pueden mencionar como los más relevantes: la nitroglicerina, el nitroglicol, la trilita, la pentrita, el exógeno, etc. Se conocen también como multiplicadores. Los explosivos secundarios, son constituidos generalmente por compuestos nitrados tales como Trinitrotolueno (TNT), pentrita y tetril en el uso militar y mezclas con nitrato amónico o dinamita en el uso civil. Se utilizan para provocar averías en el objetivo atacado, siendo la principal carga explosiva de proyectiles, bombas, minas, torpedos y misiles.

Explosivos Lentos

También llamados deflagrantes, cuya velocidad de detonación es inferior a los 2000m/s; son aquellos que cambian de un estado sólido inicial a un estado gaseoso con relativa lentitud, a través de un periodo corto de tiempo.

Esta característica los hace que sean ideales para trabajos donde se requiere empujar un objeto determinado. Por esto se les conoce también como propulsores.

Están conformados básicamente por las pólvoras, compuestos pirotécnicos y elementos propulsores para artillería y cohetería. Son de poca aplicación en la minería y la construcción. (Escuela de Ingenieros Militares, 1986, pp. 36-37).

De otra parte, según el uso que se les de a los explosivos, éstos se pueden clasificar en Militares y Comerciales o industriales dentro de los cuales se identifican los:

Agentes Explosivos

Son aquellos explosivos que no contienen dentro de su formulación sustancias intrínsecamente explosivas.

En este grupo se engloba todos aquellos explosivos no sensibles al detonador No.8 y en cuya composición no entra el agua.

El factor común en todos es el nitrato de amonio (NH4NO3), sal inorgánica de color blanco cuya temperatura de fusión es 160,6°C. Aisladamente, no es un explosivo, pues solo adquiere tal propiedad cuando se mezcla con una pequeña cantidad de combustible y reacciona violentamente con él aportando oxígeno. Frente al aire que contiene el 21% de oxígeno, el nitrato de amonio posee el 60%.

En este grupo se encuentran: El ANFO (Ammonium Nitrate-Fuel Oil Solution) que es básicamente el nitrato de amonio en un 94% mezclado con cualquier sustancia combustible, por ejemplo: fuel oil o ACPM, (aceite combustible para motores), en un 6%.

Los hidrogeles son sustancias acuosas saturadas con nitrato de amonio, a menudo con otros oxidantes como el nitrato de sodio y/o el de calcio, en las que se encuentran dispersos, los combustibles, sensibilizantes, agentes espesantes y gelatinizantes que evitan la segregación de los productos sólidos; y finalmente las emulsiones: que es el grupo de explosivos de más reciente aparición en el mercado, que mantiene las propiedades de los hidrogeles, pero a su vez mejoran dos características fundamentales como son la potencia y la resistencia al agua.

VELOCIDAD DE DETONACIÓN

Es el parámetro que define el ritmo de liberación de energía, siendo la velocidad a la que la onda se propaga a través del explosivo.

Los principales factores que la afectan son: la densidad de la carga, el diámetro, el confinamiento, la iniciación, el envejecimiento del explosivo, además de sus componentes y de la granulometría.

Para los tres primeros parámetros la relación con la velocidad es directa, pues conforme éstos aumentan así mismo aumenta la velocidad de detonación, VD (ver figura 1.26). Estos parámetros tienen mayor incidencia en los agentes explosivos, que en los explosivos convencionales. En cuanto a la iniciación, si ésta no es la adecuada, sino baja de energía puede hacer que el régimen de detonación comience con una baja velocidad; el envejecimiento igualmente provoca que la VD disminuya al reducirse el número y volumen de las burbujas de aire, especialmente en los explosivos gelatinosos, ya que son generadores de puntos calientes.

El efecto de los explosivos no se debe a la energía que contienen, sino a la rapidez con que la liberan. Para volar una roca dura es aconsejable utilizar un explosivo veloz ya que genera fracturamiento; pero para una roca blanda es mejor utilizar un explosivo más lento, que desplace la roca.

Figura 1.26 Influencia del diámetro de la carga sobre la velocidad de detonación Fuente: Ash, 1977

Métodos de medición de la velocidad de detonación

Existen diversos métodos par medir la velocidad de detonación, VD, de un explosivo dentro de los cuales se encuentran:

Método D`Autriche

El Ministerio de Obras Pública de España, lo define de la siguiente manera:

Se basa en comparar la velocidad de detonación del explosivo con la velocidad ya conocida de un cordón detonante. El procedimiento consiste en tomar un cordón con una longitud determinada

marcando el punto medio del mismo y haciéndolo coincidir con una señal sobre una plancha de plomo en la cual se apoya, y a continuación, se insertan los extremos del cordón dentro del explosivo a una distancia prefijada “d”. La carga de explosivo, que puede estar alojada en un tubo metálico se inicia en uno de los lados con un detonador. Como la onda de choque energiza a su vez en instantes diferentes a los extremos del cordón, la colisión de las ondas 1 y 2 tiene lugar sobre la plancha a una distancia “G” del punto medio del cordón. Así pues, la velocidad de detonación del explosivo se determinará a partir de:

Figura 1.27 Método D`Autriche

Kodewimetro

Consiste en la medición de la variación de la resistencia de un cable sonda que atraviesa axialmente una columna de explosivo. Utilizando un equipo, denominado Kodewimetro, conectado a un osciloscopio se mide la variación de la tensión que es proporcional a la resistencia, al mantener en el circuito una intensidad de corriente constante. Al avanzar la onda de detonación a lo largo del explosivo, la resistencia eléctrica disminuye determinando la velocidad de detonación a partir de la tensión a la cual es proporcional.

Cronógrafo

Introduciendo dos sensores en el explosivo y colocados a una distancia determinada se mide sencillamente el tiempo de activación de cada censor.

Actualmente existen aparatos capaces de dar la velocidad de detonación directamente y con una gran precisión. Los sensores pueden ser eléctricos, o de fibra óptica los últimos.

VOLUMEN DE GASES

V = volumen a la temperatura “t”Vo = volumen de gases en condiciones normales (iniciales).t = temperatura a la que se busca determinar el volumen de gases.

La expresión mostrada permite calcular matemáticamente el volumen de gases a una temperatura determinada partiendo de un volumen original o inicial calculado en condiciones teóricas normales de temperatura “0” grados y presión atmosférica de una atmósfera.

El volumen Vo puede encontrarse de manera experimental en laboratorio con condiciones controladas valiéndose de la bomba Bichel, o bien, teóricamente por el método sugerido por la escuela de ingenieros militares, basado en las reacciones de transformación consistente en multiplicar el número de moléculas de los productos gaseosos formados en la explosión por el volumen de la gran molécula en condiciones normales.

ASPECTOS PRELIMINARES

En una zona extractiva es indispensable, para un buen aprovechamiento y explotación del yacimiento, un reconocimiento detallado de la formación rocosa que contemple y defina los siguientes parámetros:

Morfología y estratigrafía para definir el plan de explotación y escoger el emplazamiento de las instalaciones.

La montera del yacimiento o nivel no aprovechable. En su estudio hay que tener en cuenta no solo su volumen, sino las variaciones de su espesor, la naturaleza del suelo vegetal y sobre todo, su límite, frecuentemente difícil de precisar.

El volumen de los materiales explotables y su reparto espacial teniendo en cuenta sus características finales de uso.

La hidrología e hidrogeología del yacimiento. Debe indicarse la aparición o no de niveles de agua, asociados a los estratos que aparezcan en el yacimiento. La caracterización de niveles y la cuantificación de caudales, direcciones de corriente, etc, va ha influir en la posible rehabilitación ecológica de la zona.

Son numerosas las fórmulas y los métodos para determinar las variables geométricas que intervienen en el diseño de la voladura como son: la piedra, el espaciamiento y la sobreperforación entre otros.

Estos parámetros a su vez requieren del conocimiento de otros, como: el diámetro de perforación, la naturaleza litológica del macizo rocoso y su estado, la fracturación, la resistencia a compresión simple de la roca y las características del explosivo a utilizar; no hay que olvidar que finalmente lo que se pretende con el procedimiento es la extracción del material pero en unas condiciones y características específicas en cuanto a tamaño, fragmentación y disposición del material arrancado.

Para determinar un esquema apropiado de voladura se sugiere tener en cuenta los siguientes condicionantes:

Necesidades de producción.

Condicionantes geométricos: Elección de un frente de salida, alineación del frente, etc.

Condiciones de tipo geográfico, topográfico, hidráulico o de lugar de implantación de la cantera.

Condiciones de impacto ambiental respecto al entorno.

Condiciones geológicas, directamente dependientes de la estructura del yacimiento

Condiciones sociológicas.

Condiciones impuestas por las leyes vigentes.

Condiciones impuestas por las medidas de seguridad que deben adoptarse en cada caso, tanto de tipo interno como externo.

A la hora de adoptar un diseño específico de perforación y voladura, se debe contar con estudios y acciones preliminares como son:

Un estudio geológico-geotécnico suficiente, apoyado en reconocimientos de campo, prospecciones in situ y ensayos de laboratorio.

La implantación de zonas extractivas, debe realizarse en lugares más o menos aislados y distantes de zonas pobladas, y no visibles desde vías de comunicación.

Un buen diseño deba tener presente las singularidades litológicas y las heterogeneidades de la roca que puedan aparecer.

Adecuación de la altura de los frentes de cantera a los equipos de carga que vayan a utilizarse.

Por seguridad, la altura de un frente no debe sobrepasar los 15.00m.

La distribución granulométrica a conseguir, donde la producción de tamaños no deseados (grandes o pequeños) debe controlarse.

En la fragmentación influye la naturaleza de la roca, los accidentes geológicos como fallas y grietas, y factores como la misma técnica de voladura, la potencia específica del explosivo, la carga específica, la perforación específica y, como consecuencia, el diámetro de perforación y la plantilla de voladura. El diseño debe requerir una mayor atención de estudio en aquellas explotaciones donde se presenten medios muy heterogéneos, en regiones accidentadas o de fuertes trastornos tectónicos.

Siempre debe diseñarse un frente estable, con taludes temporales de excavación apropiados. El talud final debe ser una solución viable entre los factores de producción, estabilidad y restauración del terreno.

Determinados frentes deben requerir especial atención para que la roca volada se apile en sus proximidades, sin un excesivo esparcimiento, ni deslizamientos de los materiales.

Posibilidad de adoptar una malla de perforación flexible a la naturaleza del terreno y a los equipos de perforación utilizados en cada caso.

Verificación de la profundidad del barreno, si el tiempo que va desde su perforación hasta su carga con explosivo es amplio.

Empleo de una secuencia de encendido adecuada para la salida de la roca volada, por el frente de mayor libertad y seguridad.

La ausencia de proyecciones, junto con el producir un nivel mínimo de vibraciones dimensionando convenientemente la carga máxima instantánea, y el no sobrepasar un umbral crítico de volumen de la onda sonora, deben ser factores básicos de estudio, que van a caracterizar la bondad del esquema de perforación y voladuras

CÁLCULO DE CARGAS EN DEMOLICIONES

Habiendo conocido los aspectos básicos que rigen el trabajo con explosivos, la forma correcta de concebir, programar e iniciar una voladura se tratará, en el presente aparte, la primera aplicación con fines prácticos de los explosivos. Es así como se verá la forma indicada y las herramientas de que se dispone para poder aplicar las ventajas propias de los explosivos en tareas específicas como son las demoliciones y la remoción de algunos obstáculos en obras de implantación de estructuras.

El éxito de las demoliciones con explosivos depende básicamente de la selección del explosivo adecuado y de la colocación y dosificación inteligente de los explosivos, lo que se logra con un poco de experiencia y el empleo de las normas descritas a continuación para cada caso. Sin embargo es indudable que para cada situación específica se puedan y aún más, se deban hacer ajustes de prueba.

Selección del Explosivo

Cualquier explosivo disponible es adecuado si se toma en cuenta su eficiencia (tabla 3.6). Entre más violento, mejor. Los explosivos generalmente usados en construcción se enlistan en la tabla 3.6 donde también se muestran algunas de sus propiedades: entre éstas la fuerza y velocidad de detonación para dar idea de su violencia. Y principalmente la eficiencia relativa (η) como carga (TNT = 1.00).

Fuente: Unión Española de Explosivos S.ATabla 3.6 Características de algunos explosivos

Confinamiento

La detonación de un explosivo produce presión en todas direcciones, si la carga no esta completamente confinada la resistencia no es igual en todos lo lados y la presión rompe el punto más débil y se pierde parte del efecto destructivo.

El mayor confinamiento es cuando la carga está dentro del objeto a demoler (generalmente en un barreno) figura 3.49 y este barreno se sella empacando por lo menos 30 cm del barreno con material arcillo-arenoso o arcillo-limoso: no se deben usar materiales ligeros que serán arrojados por la presión antes de la explosión completa, ni materiales inflamables como papel, aserrín o sacos.

Figura 3.49 Localización de la carga de destrucción

A veces se colocan las cargas externamente para evitar la barrenación (o cuando ésta es difícil o inconveniente) y entonces, si es posible, se logra un confinamiento parcial atando los explosivos al objeto cubriéndolos con arena o arcilla, o algún otro material denso, que puede estar en sacos o suelto (en sacos es más eficiente).

Para máxima eficiencia el espesor de este material de confinamiento, debe ser igual al radio de rotura (R) la distancia del explosivo al punto externo más próximo del objeto a demoler, ver figura. 3.50.

Dosificación

La cantidad o dosificación de la carga de explosivo a utilizar se calcula mediante las siguientes fórmulas empíricas. Sin embargo, como ya se menciono, el resultado arrojado por éstas puede ser ajustado según el comportamiento del explosivo y los materiales en pruebas experimentales preliminares.

Figura 3.50 Factor “C” de confinamiento para cargas rompedoras

CICLO DE UNA EXCAVACIÓN

Independientemente del método a utilizar, el ciclo básico de arranque con perforación y voladura puede resumirse en las fases siguientes:

Perforación de Barrenos

De acuerdo con los recursos disponibles, las características de la formación rocosa y las necesidades de la voladura, se determina la cantidad de barrenos y su profundidad y se procede a efectuar la perforación ya sea con perforadoras hidráulicas o neumáticas, y operadas manualmente o montadas en equipos para perforación mecanizada.

Figura 3.110 Perforación de un barreno en mina

Carga del Explosivo

Dependiendo de la altura del túnel la carga se puede efectuar desde el suelo o desde una plataforma; y dependiendo del tipo de explosivo se determinará si se efectúa de manera manual o mecánica.

Voladura

Previo a la voladura se debe verificar el cumplimiento de todas las normas de seguridad para posteriormente efectuar el disparo acorde con el sistema seleccionado.

Ventilación

Una vez efectuada la voladura, se debe evacuar el aire contaminado de polvo y gases antes de que el personal a cargo ingrese nuevamente al frente de trabajo.

Saneo

Se refiere a la estabilización del techo y los laterales del túnel, hastíales. Se efectúa normalmente desde los escombros de la voladura y empleando barras diseñadas para tal fin.

Sostenimiento

Si se requiere, estos trabajos se realizarán una vez practicada la limpieza; sin embargo a veces se requiere de ejecutar estas actividades simultáneamente dependiendo del tipo de roca. Los métodos de sostenimiento de la sección del túnel principalmente utilizados son el gunitado, o revestimiento, los bulones, la malla metálica y los cuadros metálicos.

Figura 3.111 Labores de saneo y estabilización

Limpieza

Consiste en cargar y retirar el material arrancado en la voladura.

Figura 3.112 Labores de limpieza

COMPORTAMIENTO DEL EXPLOSIVO EN EL BARRENO

Existen diversas teorías sobre el comportamiento de las rocas bajo los efectos de una explosión, por tanto, a continuación tan solo se describirán algunos mecanismos de rotura de la roca que se identifican en la voladura sin entrar en análisis profundos de las teorías existentes al respecto. Además de analizar la presión de detonación que se presenta en la explosión.

En la fragmentación de los materiales rocosos con el uso de explosivos se pueden identificar algunos menos ocho mecanismos de rotura los cuales son:

Trituración de la Roca

En el primer instante de la detonación, la presión en el frente de la onda de choque que se expande de forma cilíndrica alcanza valores que superan ampliamente la resistencia dinámica a compresión de la roca provocando la destrucción de su estructura intercristalina e intergranular.

El tamaño del anillo de roca triturada aumenta con la presión de detonación del explosivo y con el acoplamiento de la carga a las paredes del barreno. Este anillo puede llegar a tener un radio de hasta 8D en rocas porosas con el uso de explosivos de alta potencia pero un valor normal es aquel entre 2 y 4 D. (Duvall y Atchison, 1957, citado por Instituto Tecnológico Minero de España, 1994, p.209).

Este mecanismo de rotura consume casi el 30% de la energía que transporta la onda de choque, colaborando en la fragmentación tan solo con un 0.1% del volumen total que corresponde al arranque normal de un barreno. De aquí que se aconseje, en algunos casos, el desacoplamiento de las cargas, pues no existe ninguna razón de emplear explosivos potentes que generen tensiones elevadas en las paredes de roca de los barrenos.

Agrietamiento Radial

Durante la propagación de la onda de choque, la roca circundante al barreno es sometida a una intensa compresión radial que induce componentes de tracción en los planos tangenciales del frente de dicha onda. Cuando las tensiones superan la resistencia dinámica a tracción de la roca se inicia la formación de una densa zona de grietas radiales alrededor de la zona triturada que rodea al barreno (figura 3.97).

Figura 3.97 Agrietamiento radial

El número y longitud de esas grietas radiales aumenta con la intensidad de la onda de choque en la pared del barreno o en el límite exterior del anillo de roca triturada y con la disminución de la resistencia dinámica a tracción de la roca y el factor de atenuación de la energía de tensión, ET.

Cuando la roca presenta fracturas naturales la extensión de las grietas guarda una estrecha relación con éstas. Si las columnas de explosivo son intersectadas longitudinalmente por fracturas existentes, estas tenderán a abrirse por efecto de la onda de choque y se limitará el efecto de las grietas radiales en otras direcciones. Las fracturas paralelas a los barrenos, pero a alguna distancia, interrumpirán la propagación de las grietas radiales, (figura 3.98).

Figura 3.98 Agrietamiento radial y rotura por reflexión de la onda de choque

Reflexión de la Onda de Choque

Cuando la onda de choque alcanza una superficie libre se generan dos ondas, una de tracción y otra de cizallamiento. Esto sucede cuando las grietas radiales no hallan pasado más de la tercera parte de la distancia de la carga al frente libre. Aunque la magnitud relativa de las energías asociadas a las dos ondas dependen del ángulo de incidencia de la onda de choque primaria, la fracturación es causada generalmente por la onda de tracción reflejada. Si las tensiones de tracción superan la resistencia dinámica de la roca se producirá hacia el interior el fenómeno conocida por descostramiento o “spalling”. En las rocas las resistencias a tracción alcanzan valores entre un 5 y un 15% de las resistencias a compresión. (ITGE, 1994, p.210).

El frente de la onda reflejada es más convexo que el de la onda incidente, por lo que el índice de dispersión de la energía de la onda de tracción es mucho mayor cuando la superficie es cilíndrica, caso concreto el de un cuele, que cuando se dispone de un plano como sucede en un banco, (figura 3.99).

Este mecanismo contribuye muy poco al proceso total de fragmentación, estimándose que la carga de explosivo necesaria para reducir la rotura de la roca por la acción exclusiva de la reflexión de la onda de choque sería ocho veces mayor que la carga normal. Sin embargo, en las discontinuidades internas del macizo rocoso que están próximas a la carga, es decir a distancias menores de “15D” y no están rellenas con material de meteorización, el efecto de esta reflexión de las ondas es mucho más significativo por la diferencia de impedancias.

Figura 3.99 Reflexión de una onda sobre una cavidad cilíndrica

Como recomendación para el aprovechamiento de este mecanismo de rotura en la excavación, con voladura, de rampas inclinadas o pozos se debe verificar que los barrenos vacíos no estén inundados con agua.

Extensión y Apertura de las Grietas Radiales

Después del paso de la onda de choque, la presión de los gases provoca un campo de tensiones semi-estático alrededor del barreno. Durante o después de la formación de las grietas radiales los gases comienzan a expandirse y a penetrar en las fracturas, mientras que éstas a su vez, bajo la influencia de la concentración de tensiones en sus extremos, se prolongan.

La cantidad y longitud de las grietas abiertas y desarrolladas depende fundamentalmente de la presión de los gases, por lo que un escape prematuro de éstos ocasionado por un insuficiente o un mal retacado o por la presencia de una zona débil en el frente libre puede conducir a un menor aprovechamiento de la energía del explosivo.

Fracturación por Liberación de Carga

La energía total transferida a la roca por la compresión inicial, antes de que la onda de choque alcance el frente libre efectivo, varía entre el 60% y 70% de la energía de la voladura. (Cook, 1966, citado por ITGE, 1994, p.211).

Después del paso de la onda de compresión, se produce un estado de equilibrio semi-estático seguido de una caída súbita de presión en el barreno, debida la escape de los gases a través del retacado, de las fracturas radiales y al desplazamiento de la roca. La energía de tensión almacenada se libera muy rápidamente, generándose requerimientos de tracción y cizallamiento que provocan la rotura del macizo, afectándose un gran volumen del mismo, tanto por delante como por detrás de la línea de corte de la voladura (figura 3.100).

Figura 3.100 Fracturación por liberación de carga

Fractura por Cizallamiento

En formaciones rocosas sedimentarias cuando los estratos presentan distintos módulos de elasticidad y/o parámetros geomecánicos, se produce la rotura de los planos de separación por acción de las tensiones diferenciales o cortantes originadas por la onda de choque a su paso por dichos puntos.

Rotura por Flexión

Durante y después de actuar los mecanismos de agrietamiento radial y descostramiento, la presión ejercida por los gases de la explosión sobre el material situado frente a la columna de explosivo, hace que la roca actué como una viga doblemente empotrada en el fondo del barreno y en la zona de de retacado, produciéndose la deformación y el agrietamiento de ésta por el fenómeno de flexión, (figura 3.101).

Figura 3.101 Mecanismo de rotura por flexión

DISEÑO DE CIRCUITOS ELÉCTRICOS DE VOLADURA

Los circuitos eléctricos básicos son: en serie, en paralelo y en series paralelas, llamadas comúnmente series en paralelo. Antes de entrar a su estudio, propiamente dicho, se deben conocer los elementos que los conforman y los conceptos que los rigen.

Conceptos sobre Electricidad

Previo al estudio de los circuitos eléctricos y su aplicación en las voladuras se deben recordar algunos conceptos básicos sobre la corriente eléctrica:

Voltaje

Es la cantidad de presión eléctrica en voltios, V, en un conductor; corresponde a la presión en Kg/m2 de un sistema de aire comprimido. (Escuela de Ingenieros Militares, 2002, p.36).

Amperaje

Es el rango de flujo de electricidad en un cable o conductor medido en amperios, amp, a semejanza de un flujo de aire que se mide en pies cúbicos o metros cúbicos por minuto; volumen en la unidad de tiempo o caudal. (Ibid, p.37).

Resistencia

Se define en Ohmios la resistencia que se presenta en el conductor al paso de la corriente eléctrica. Esta resistencia depende del tipo de material del conductor y del área de su sección.

Ley de Ohm

La Interrelación de estos factores es medida por la ley de Ohm que dice: si el voltaje es dividido entre la resistencia, el cociente será la corriente en amperios que fluye en el circuito. Esta ley interesa en la voladura debido a que el amperaje que fluye por el circuito es un parámetro fundamental para la detonación total de la voladura.

Si el circuito no tiene suficiente amperaje no todos los detonadores podrán ser activados lo que representa tiros quedados después del disparo, con gran riesgo de accidentes posteriores a la voladura. (Ibid, p.37.)

En conclusión, la ley de Ohm es factor de control para trazar correctamente el esquema de alambrado de cualquier voladura con electricidad, es decir, que en aplicación de su postulado se establece que la corriente suministrada a cualquier circuito eléctrico será igual al potencial en voltios de la fuente de fuerza dividido entre la resistencia, en homios, del circuito.

Como se menciono en el numeral 3.1.1 (b), el estopín eléctrico estalla como resultado del calentamiento del puente de alambre de alta resistencia o filamento por el paso de corriente a través suyo. El tiempo necesario para calentar el filamento hasta una temperatura suficientemente alta para producir la detonación es función de la intensidad de la corriente; mientras más alta sea ésta, más corto será el tiempo de calentamiento.

Si la corriente suministrada es débil, el calentamiento del puente, y por consiguiente la detonación, ocurrirán después de un lapso perceptible de tiempo, ocasionando así una variación en el tiempo de estallido de algunos estopines aún cuando se les halla suministrado igual cantidad de corriente. En consecuencia, es evidente, como ya se había afirmado, que si varios estopines se conectan en el mismo circuito y se les suministra una cantidad inadecuada de corriente, algunos de ellos podrán estallar antes que otros, pudiéndose interrumpir el circuito eléctrico antes que los estopines más lentos reciban suficiente corriente para hacerlos estallar.

Elementos en un Circuito de Voladura

Así como el sistema de iniciación ineléctrico posee sus propios elementos, en los sistemas eléctricos se distinguen los siguientes:

Máquinas explosoras

Las máquinas explosoras suministran la corriente necesaria para disparar los estopines eléctricos. Estas son de dos tipos básicos: de “generador” y de “descarga de condensador”. Ambos tipos son de una construcción robusta y soportan servicio duro por períodos prolongados.

De “generador” Estas explosoras han sido las convencionales durante muchos años. Se basan en un generador modificado que suministra una corriente directa pulsativa. Son de dos tipos: de “giro o vuelta” y de “cremallera”. Están diseñadas de tal manera que no producen corriente alguna hasta que el giro o el desplazamiento hacia abajo de la cremallera lleguen al final de su recorrido; instante en que la corriente es liberada hacia las líneas de disparo en magnitud muy cercana a su máximo amperaje y voltaje, (figura 3.34).

Figura 3.34 Explosor de generador

De “descarga de condensador” Estas máquinas explosoras utilizan pilas secas para cargar un banco de condensadores que alimenta una corriente directa y de duración corta a los dispositivos de disparo eléctrico. (figura 3.35).

Para operarlas se conectan sus terminales a las líneas conductoras provenientes del circuito de la voladura y después se oprime el interruptor de “carga”, cuando el foco piloto (rojo) enciende se oprime el interruptor de “disparo” manteniendo siempre oprimido el interruptor de “carga”. El explosor no dispara a menos que ambos botones: el de “carga” y el de “disparo” sean accionados simultáneamente.

Figura 3.35 Explosor de condensador

Estas explosoras se consideran como las máquinas más eficientes y confiables para el encendido en voladuras. Sus principales características son:

Poseen una capacidad de detonación de estopines extremadamente alta.

Proporcionan gran segundad ya que no disparan hasta alcanzar su voltaje de diseño, el cual es señalado por la luz del foco piloto.

Los botones de carga y disparo así como los condensadores quedan en corto circuito hasta que se necesiten.

La ausencia de partes dotadas de movimiento y la eliminación del factor humano que interviene en las explosoras mecánicas.

Existen también máquinas explosoras de descarga de condensador capaces de dar energía a múltiples circuitos de voladura en una secuencia de tiempo programada, conocidas como explosoras secuenciales. La distribución de tiempo proporciona un mayor número de retardos de los que se pueden tener como estopines de tiempo disparados con máquinas explosoras convencionales.

Otra característica de las explosoras secuenciales es que permiten aumentar el tamaño total del disparo sin incrementar los efectos de ruidos y vibraciones, así como mejorar la fragmentación y el control de proyecciones de roca.

Líneas guía y líneas de conexión

Las líneas guía, o guía principal, como parte esencial del circuito (figura 3.36) deben mantenerse en buenas condiciones. Normalmente se recomienda emplear alambre de cobre bien aislado del número 10 al 14. Cuando las líneas guía se enrollan después de cada voladura, no debe emplearse alambre trenzado dado el riesgo de rotura las cuales no son fáciles de detectar posteriormente o un uso siguiente. La continuidad de las líneas guía debe verificarse con un galvanómetro antes de cada voladura y debe reponerse ante la evidencia de rotura del aislante. Cuando las líneas guía permanecen instaladas debe verificarse que estén libres de defectos, antes de emplearse en la voladura siguiente.

Las líneas de conexión o guía secundaria (figura 3.36) se forman con alambre número 16 a 20, con cubierta aislante y sirven para conexiones entre perforaciones y para conectar series individuales a las líneas de guía. Casi siempre se dañan en la explosión, por tanto su uso se limita a una única oportunidad.

Figura 3.36 Distribución típica de conexiones

En las figuras 3.37 y 3.38 se muestra la manera correcta de conectar los alambres de tal manera que la conexión resultante sea de baja resistencia.

Figura 3.37 Empalme de los alambres de una línea guía en un circuito eléctrico

Figura 3.38 Procedimiento para atar alambres

Conexiones de los estopines

Como ya se ha visto los estopines, instantáneos o de tiempo, se activan eléctricamente, para ello se requiere una cantidad mínima de corriente (intensidad) que generalmente es de 2 amperios para asegurar el disparo (tabla 3.4). Para conocer esa corriente mínima se parte de la Ley de Ohm:

El voltaje (V) de la fuente de energía eléctrica generalmente es conocido, puede ser corriente monofásica, cuyo voltaje es 110 voltios, o corriente trifásica (de fase a fase) con voltaje de 220 o 440 volt (en caso de duda calcule con 220 volt), que se usa mucho en excavaciones subterráneas; también puede ser un explosor en cuyo caso el voltaje oscila entre 80 y 300 voltios (si hay duda use 80).

Por lo tanto el único problema es calcular la resistencia del sistema y esto depende de las resistencias de cada estopín (tabla 3.4) y de los alambres de conexión (tabla 3.5) que depende del área de su sección transversal y de su longitud. El encendido simultáneo de un gran número de estopines eléctricos requiere de una corriente eléctrica suficiente con el fin de que llegue a todos los estopines en unos cuantos milisegundos. El tiempo necesario para calentar el fusible de un estopín eléctrico a un grado tal que prenda la carga de ignición es función de la intensidad de la corriente.

No sobra recordar que la transmisión de una cantidad de corriente adecuada a todos los estopines es realmente importante, pues cuando la corriente no es suficiente se produce la iniciación con pequeñas diferencias de tiempo entre un estopín y otro. Si esto ocurre, por ejemplo, en un circuito en serie el hecho de que un estopín dispare antes de la iniciación completa de los otros estopines provocará la rotura del circuito haciendo fallar uno o más estopines.

Para el cálculo de la energía eléctrica se usa la expresión:

Donde:

W = energía eléctrica en watios

I = corriente en amperios

R = Resistencia en ohmios

Fuente: Unión Española de Explosivos S.ATabla 3.5 Resistencia del alambre de cobre en función del diámetro

En una distribución típica de conexiones en un banco, la corriente debe producirse (en un explosor) o conectarse (a una instalación eléctrica) desde una distancia prudente; en un banco debe ser alrededor de 60m si no se está en la dirección de las proyecciones y aún 40m si se esta protegido con alguna saliente del terreno; en una demolición generalmente las distancias son mayores como se muestra en la tabla para distancias seguras del numeral 1.2.4.

La corriente se conduce al banco por medio de dos alambres que reciben el nombre de guía principal, generalmente alambre forrado calibre 12, (Fig. 3.26), y luego se distribuye entre los estopines por medio de guías secundarias, en donde el calibre 20 es muy recomendable.

Instrumentos de Prueba

Con el fin de obviar los riesgos en las voladuras eléctricas y garantizar el éxito de las mismas, es importante establecer procedimientos que permitan verificar el correcto tendido de la malla de voladura para esto existen los instrumentos de prueba que son herramientas diseñadas para medir las características eléctricas de los circuitos de voladura, así como del área circundante para asegurar que la operación sea eficiente y segura. Estos aparatos, además de ahorrar tiempo permiten incrementar grandemente la segundad de cualquier operación de voladura, reduciendo la posibilidad de disparos quedados o de detonación accidental.

Galvanómetro

(figura 3.39) Este aparato tiene una pila que proporciona la comente necesaria para mover una manecilla en una escala graduada. Las pilas y las partes mecánicas están encerradas en una caja metálica, la cual está provista en su parte superior de dos bornes de contacto.

Figura 3.39 Galvanómetro

Sirve para probar cada uno de los estopines eléctricos y también para determinar si un circuito de voladura está cerrado o no y si está en condiciones para el disparo; además sirve para localizar alambres rotos, conexiones defectuosas y cortos circuitos, así como para medir la resistencia aproximada del circuito.

Si se requiere mayor exactitud que la que proporciona un galvanómetro, se puede usar un ohmnímetro (figura 3.40). Estos dos aparatos son similares sólo que el ohmnímetro posee dos escalas de resistencia, una baja (de O a 100 ohm) y otra alta (de O a 1000 ohm), con lo cual se amplía el alcance de medición de resistencias.

Figura 3.40 Ohmnímetro

Multímetro

(Figura 3.41). El multímetro es un aparato diseñado para medir resistencias, voltajes y comentes en operaciones de voladuras eléctricas. Su sensibilidad es muy alta, por lo que tiene un amplio alcance en sus mediciones.

Figura 3.41 Multímetro

Sus principales usos son:

Examinar los sitios de voladura para localizar comentes extrañas.

Analizar las resistencias de los circuitos.

Ejecutar pruebas de resistencia en la determinación de riesgos por electricidad estática.

Probar líneas de conducción.

Probar la continuidad y la resistencia de estopines y circuitos eléctricos.

Medir voltajes.

Como galvanómetro.

Reóstato

Este instrumento se utiliza para probar la eficiencia de una máquina explosora de tipo generador. Está formado por una serie de bobinas de resistencia variable. Cada resistencia tiene una placa que indica su valor en ohm y su número equivalente de estopines eléctricos.

Para usar el reóstato (figura 3.42), primeramente se conectan dos o cuatro estopines en serie con las resistencias del condensador de manera que la resistencia total se ajuste a la que tendría el número total de estopines para los que la máquina fue diseñada para disparar, en seguida se conecta el circuito a la máquina explosora y se dispara, si detonan los estopines puede concluirse que la explosora está en condiciones adecuadas para la operación de voladuras. Al hacer la prueba se debe proteger de la explosión de los estopines.

La ventaja del uso del reóstato es que puede probarse la explosora detonando únicamente unos pocos estopines en cada prueba.

Figura 3.42 Uso del reóstato

Con alguna frecuencia se emplea en voladuras el sistema de doble disparo como un medio de suplir eventuales fallas en las voladuras.

Tipos de Circuito

Los tres circuitos básicos comúnmente utilizados en disparos múltiples son: en serie, en paralelo y en series paralelas, llamados también series en paralelo. La selección de uno de ellos depende de varios factores entre los cuales los más importantes son: 1. La naturaleza y fuente de la corriente disponible; 2. El número de estopines que se pretende disparar y; 3. La resistencia total del circuito.

Circuito en serie simple

Si varios estopines se conectan extremos con extremos uno a continuación de otro, como se muestra en la Figura 3.43, se dice que los estopines están conectados en serie, la comente que pasa por todos ellos es la misma y la resistencia total del sistema es la suma de las resistencias de cada estopín más la resistencia del alambre que conforma el circuito

Una ventaja de la conexión en serie es que puede probarse fácilmente con un galvanómetro para voladuras, haciéndose posible detectar en cualquier momento previo al disparo, la existencia o no de alguna rotura o una mala conexión en el circuito.

Figura 3.43 Estopines conectados en serie

Donde:

RT = Resistencia total

Nl = Número de estopines por serie

RE = Resistencia de cada estopín.

En una conexión en serie con estopines instantáneos únicamente, la fuente de corriente debe ser mínimo de 1.5 amp. El voltaje requerido para cualquier serie se determina calculando la resistencia total del circuito en ohmios y multiplicando por 1.5amp.

La resistencia total de un circuito en serie es la suma de las resistencias de los diferentes componentes del circuito y se obtiene sumando las resistencias de todas las cápsulas más la resistencia de dos veces la longitud del alambre conductor. Esto es debido a que en serie la distancia se cubre en dos ramales.

Lo anterior se ilustra con el siguiente ejemplo de aplicación:

Situación: se requiere determinar el voltaje y energía necesaria para detonar 20 cápsulas instantáneas detonantes con alambre de cobre de 1.22m, conectadas en un circuito en serie, con un alambre de disparo Nº14 de 150m de hilos de cobre.

Solución:

Intensidad requerida: por definición

1.5 amp

Resistencia del circuito:

(20amp x REstopin) + (Ralambre)

Resistencia de las cápsulas:

Dato: Longitud del alambre de las cápsulas

1.22m

De Tabla 3.3 se obtiene:

REstopín = 1.23 ohms

Resistencia de conductor:

Dato: Longitud del conductor:

150m

Por definición se toma el doble de su longitud.

L = 150 x 2 = 300m

De tabla 3.5: para el alambre Nº14:

Ralambre = 8.43ohm/1000m

Ralambre = 300 x 8.43 / 1000

Ralambre = 2.53 ohms

Así: la resistencia del circuito Rcircuito será:

Rcircuito = 20 x 1.23 + 2.53 = 27.13 ohms

Voltaje necesario:

Aplicando ley de ohm:

E = I x Rcircuito

E = 1.5 x 27.13 = 40.69 volt.

Se considera suficiente si la fuente suministra al menos el 90% del voltaje requerido, es decir:

E = 0.90 x 40.69 = 36.62 volt.

Energía necesaria:

W = I2 x R

W = 1.52 x 27.13

W = 61.04 watts

Circuito en paralelo

Cuando los estopines se conectan lado a lado, la corriente se divide pues, cada estopín provee un camino diferente para el flujo de ésta, pasando una parte por cada uno de los estopines, como se muestra en la figura 3.44. La resistencia de éste circuito es menor que la del circuito en serie compuesto por los mismos elementos pues la electricidad tiene más trayectoria a través de la cual fluir, el mismo voltaje e impulsará más amperios de corriente a través del sistema en paralelo.

Los requerimientos básicos en el diseño de éste tipo de circuitos son:

Obtener la suficiente energía para todos los estopines antes de que detone el primero.

Cortar la potencia antes de que el exceso de corriente dañe a un estopín de retardo.

Figura 3.44 Estopines conectados en paralelo

Para hacer frente a la distribución desigual de la corriente y para garantizar que llegue suficiente corriente de ignición a cada estopín, los diseños típicos con 100 (más o menos) estopines en paralelo requieren una corriente promedio por estopín que puede variar desde 2 hasta 150 veces la mínima requerida de acuerdo con el diseño del circuito.

Una buena practica en estos circuitos es permitir 0.5amp por estopín y su resistencia total es igual a la resistencia de cada estopín dividido entre el número de estopines y sumado a la resistencia del alambre conductor y a la mitad de la resistencia del alambre conector o de conexión

Se debe tener en cuenta que si se usan estopines instantáneos en barrenos de corte, estos deben ir al final de los alambres de conexión, de tal forma que sean los últimos en recibir la corriente y no rompan el circuito antes de iniciarse el disparo de los estopines de microrretardo.

Para mayor claridad sobre este sistema, se resuelve el siguiente ejemplo práctico:

Se utilizan los mismo datos que para el ejemplo planteado para el circuito en serie, adicionando la necesidad de usar 38 alambres de conexión Nº 14 de 5.0m cada uno, entre las cápsulas con el fin de no dañar el alambre de disparo. Este alambre de conexión puede tener el mismo calibre aunque una protección o aislamiento de inferior calidad.

Solución:

La corriente requerida por un circuito en paralelo es de 0.5amp por estopín.

Así la intensidad total será:

I = 0.50 x 20 = 12 amperios

La resistencia del circuito:

Resistencia del alambre de disparo: (de tabla 3.5)

Ralambre = 2.53 ohms (2 líneas)

Resistencia alambre de conexión: (de tabla 3.5)

Rconexión = 190 x 0.5 x 8.43 / 1000 = 0.8 ohms

Resistencia de las cápsulas: (de tabla 3.3)

Restopín = 1.23 / 20 = 0.061 ohms

Resistencia Total:

RT = 2.53 + 0.8 + 0.061 = 3.39 ohms

Voltaje necesario:

E = I x R

E = 12 x 3.39 = 40.68 volt.

Mínimo voltaje requerido (90%):

E = 40.68 x 0.90 = 36.61 volt.

Energía necesaria:

W = I2 x R

W = 122 x 3.39 = 488.16 watts.

Circuito en serie – paralelo

Cuando varias series de estopines se conectan lado a lado la corriente se divide, pues cada serie provee un camino diferente para el flujo de corriente pasando una parte de la corriente total por cada una de las series.

Si N1 = N2 = N3 =...= NN

Si no se cumple con está condición, entonces la fórmula no es aplicable.

donde:

RT = Resistencia total

RE = Resistencia en cada estopín

Ni = Número de estopines por serie

Ns = Número de series

N = Número de estopines

Este sistema es una combinación de los dos anteriores y sus principales ventajas son: 1. La gran cantidad de estopines que se pueden disparar; 2. La posibilidad de probar las series individuales, así como el circuito completo, ayudándose de un galvanómetro. Como desventaja se tiene que su montaje se hace más complejo que los anteriores.

Básicamente, en este trazado, todos los estopines se conectan en una serie directa o sencilla ; los dos extremos libres se juntan y se prueban con el galvanómetro para voladuras, para posteriormente unirlos formando un circuito completo de vuelta cerrada figura 3.45. Una línea conductora se conecta a cualquier unión entre dos estopines en la vuelta, y la segunda línea conductora se conecta a la unión entre dos estopines al lado contrario de la primera línea conductora, es decir, a media vuelta del circuito.

Figura 3.45 Estopines conectados en serie-paralelo

En los circuitos de series paralelas es esencial que cada serie reciba 1.5 amperios de corriente. Su resistencia se encuentra calculando primero la de las series y luego la del conjunto trabajando en paralelo.

Se recomienda, como precaución para evitar fallas, que el número de estopines por serie sea limitado mientras que el de las series si puede incrementarse. Lo aconsejable es limitar a 25 el número de estopines por serie con voltajes de 150volt, a 30 estopines con voltajes entre 150 y 200 volt y a 40 estopines con voltajes superiores a 250 voltios.

Como aplicación se continúa con el ejemplo tratado en los dos casos anteriores:

Determinar el voltaje y la energía necesarios para detonar las cápsulas de un circuito en serie-paralelo conformado por 10 series; cada serie de cinco cápsulas detonantes eléctricas que poseen alambres de 1.22m de longitud.

Se usan 18 alambres de conexión Nº14 de cinco metros de longitud cada uno para no dañar el alambre de disparo. El alambre de disparo mide 150m y es también Nº14.

Solución:

Intensidad Total:

I = 1.50 x 10 = 15 amperios

Resistencia del circuito: Rcircuito = Ralambre + RT/serie + Rconexión:

Resistencia del alambre de disparo Ralambre

Ralambre 150m = 2.53 ohms

Resistencia de cada serie Rc/serie

Rc/serie = 1.23 x 5 = 6.15 ohms

Resistencia de todas las series: RTseries

RTseries = 6.15 / 10 = 0.615 ohms

Resistencia alambre de conexión Rconexión:

Rconexión = 18 x 5 x 8.43 / 1000 x 0.5 = 0.379 ohms

así:

Rcircuito = 2.53 + 0.615 + 0.379 = 3.52 ohms

Voltaje necesario:

E = I x R

E = 15 x 3.52 = 52.8 volt.

Voltaje mínimo necesario (90%)

E = 52.8 x 0.90 = 47.52 volt.

Energía necesaria:

W = I2 x R

W = 152 x 3.52

W = 792.0 watts.

Sistema eléctrico de doble disparo

Consiste en dos circuitos eléctricos independientes, cada uno con una cápsula detonante eléctrica para cada carga, de modo que el disparo de los dos circuitos detonará todas las cargas. Por consiguiente, cada carga debe tener dos cebos eléctricos.

Los alambres de disparo de los dos circuitos deben mantenerse separados de modo que ambos no puedan ser cortados por una piedra. Los puntos donde se localice el explosor también deben estar en lugares diferentes

Conexiones

Pueden definirse como las uniones entre los elementos de un circuito de voladura bien eléctrico, ineléctrico o mixto, combinados para lograr, con cada uno de ellos, una característica especial para la voladura como puede ser el empleo de retardos o la combinación de cordón detonante con mecha lenta o la distribución de diferentes retardos en las líneas primarias o secundarias de la voladura quizás con el objeto de lograr una mejor fracturación o la planificación de diferentes frentes libres para forzar la ubicación del material volado o lograr aumentar el número de barrenos por voladura o en busca de alguna otra pretensión específica de la voladura.

Estas uniones o conexiones conforman en conjunto lo que puede llamarse la malla de la voladura. Ésta puede darse de diversas formas dependiendo de las necesidades de la voladura y de los elementos que la conforman es así como a continuación se ilustran algunas alternativas de distribución y de la manera de ejecutar correctamente las conexiones:

Conexiones en sistemas no eléctricos

Figura 3.46 Empalmes entre mecha lenta

Figura 3.47 Manera correcta de conectar el cordón detonante sin el uso de conector

Figura 3.48 Sistema de encendido rápido de mecha de seguridad

DISEÑO DE TÚNELES

Actualmente el desarrollo vial del país ha incrementado la demanda de conocimiento y practica en la ejecución y construcción de túneles. Su construcción no solo involucra aspectos técnicos sino también, aspectos económicos y ambientales.

Este aparte se ocupa de ilustrar los aspectos técnicos del diseño de túneles con el empleó de explosivos.

Aun de lo anterior, no debe desconocerse la existencia y evolución acelerada de los equipos para la excavación mecánica para túneles tales como los minadores y las tuneladoras, que han llegado a desplazar a los explosivos en la franja de ripiabilidad. La posibilidad de arrancar rocas, consideradas como duras con resistencias a la compresión próximas a 100mpa, es muy factible hoy día con estos equipos, trayendo consigo ventajas tales como son: un contorno de corte regular, disminución de la sobreexcavación, creación de menos inestabilidades locales en la superficie de excavación, menor afectación a la roca remanente y el empleo de menores cantidades de revestimiento definitivo, entre otras.

Sin embargo traen también algunas desventajas como son su limitación en terrenos con grandes variaciones geológicas y tectónicas; el ser un sistema poco flexible con tendencia a la excavación de contornos circulares; la necesidad de mayores volúmenes de excavación preparatoria inicial y el mayor grado de calificación y cualificación del personal a cargo, lo que hace y mantiene vigente el empleo de explosivos para éstos fines.

En los numerales siguientes se verá cómo, la excavación de túneles y galerías mediante perforación y voladuras, además de poderse realizar a sección completa, aunque sus dimensiones sean importantes, pueden ser ejecutadas en etapas, cuando las circunstancias lo requieran, con galerías de avance, cueles, destrozas, por bataches laterales o bancos al piso y cómo las afectaciones a la roca remanente se reducen en gran porcentaje con la aplicación adecuada de técnicas de recorte o precorte en las voladuras de contorno.

DISEÑO DE VOLADURAS

El método de cálculo utilizado para diseñar la voladura debe basarse en un procedimiento de análisis continuo de los resultados que se van obteniendo para ir ajustando los parámetros iniciales y llegar así a la optimización del procedimiento y de la voladura.

A continuación se tratarán unas reglas básicas que permitan una aproximación preliminar a los cálculos del diseño geométrico y de cargas de las voladuras, partiendo del concepto de compresión simple de la roca.

No obstante se recalca que, dado la gran variedad y heterogeneidad de rocas existentes, sumado a la complejidad de su configuración estructural en un macizo rocoso y a la presencia de discontinuidades y fracturas, es necesario, y para cada caso en particular, ajustar el esquema inicial propuesto o su metodología, al estudio geológico y geotécnico y a un proceso continuo, como se menciono en párrafos anteriores, de ensayo y análisis que constituyen un ajuste por “ensayo y error”. Las voladuras se pueden clasificar en dos: con perforación de diámetros pequeños o con perforación de diámetros grandes. Antes es importante conocer como se calcula la presión de detonación.

Presión de detonación

La presión de detonación es expresa por la siguiente ecuación:

PD : Presión de detonación (kPa).

: Densidad del explosivo (g/cm3).

VD : Velocidad de detonación (m/s).

La máxima presión transmitida a la roca equivales a:

Donde “nz” es la relación entre la impedancia del explosivo y la de la roca:

siendo:

VC : Velocidad de propagación de las ondas en el medio rocoso (m/s)

: Densidad de la roca.

Esta ecuación implica que la onda explosiva se transmite con mayor facilidad en la roca en cuanto las impedancias de la roca y del explosivo se aproximen a un mismo valor, dado que “nz” tenderá a “1” mientras que “PT” lo hará simultáneamente hacia “PD”.

La presión de la onda en la roca decrece de manera exponencial, de modo que la tensión radial generada a una determinada distancia será:

donde:

: Tensión radial de compresión.

PB: Presión en la pared del barreno.

Rb : Radio del barreno.

DS: Distancia desde el centro del barreno al punto de estudio.

X : Exponente de la ley de amortiguación, que para cargas cilíndricas se aproxima a 2.

Si la onda encuentra en su camino diferentes materiales con diferentes impedancias y coincidiendo con superficies de separación que pueden estar en contacto o separadas por aire o agua, la transmisión de la onda de choque estará gobernada por la relación de impedancias de los distintos tipos de roca, pudiendo transmitirse parcialmente y al mismo tiempo reflejarse en función de dicha relación.

Cuando las impedancias de los medios son iguales, es decir:

Gran parte de la energía se transmitirá y el resto se reflejará, llegándose a una situación límite cuando

Como, por ejemplo, entre roca y aire, donde se reflejará casi la totalidad de la energía transportada por la onda de compresión en forma de tensión de tracción, pudiendo adquirir especial importancia en el proceso de rotura de la roca.

Lo anterior es válido tanto para las presiones de las ondas como para las energías transmitidas. Si la relación de impedancias características de los dos medios es:

Se tendrá

donde:

PI : Presión de la onda incidente.

PT: Presión de la onda transmitida.

PR: Presión de la onda reflejada.

Voladuras con Perforación de Diámetros Pequeños

Normalmente este diámetro es utilizado en canteras, minas a cielo abierto, desmontes, vaciados de solares, excavaciones de carreteras, nivelaciones, apertura de pistas, etc.

Como elementos de partida se deben manejar los siguientes conceptos:

1. Las cargas de explosivo generalmente son de forma cilíndrica, alargada y encartuchada

2. Se emplean dos tipos de explosivo: uno para la carga de fondo del barreno y otro para la carga de columna

3. La relación entre la longitud del barreno y el diámetro de perforación debe ser superior a 100.

Diámetro de perforación

Para la selección de un calibre de perforación se deben tener como referencia la planificación de los trabajos, en consecuencia la producción horaria que se pretende obtener, e igualmente el valor de la resistencia a compresión simple de la roca. En la tabla 3.10 se proporciona una ayuda para la selección del diámetro del barreno.

Fuente: ITGE, 1994, p.260Tabla 3.10 Diámetros de perforación, diámetros pequeños

Altura de banco

Por razones de seguridad y, a no ser que existan causas justificables para ello, la altura máxima de banco no debe ser superior a 15m

Debe tenerse en cuenta la altura de banco para dimensionar convenientemente el equipo de carga y el diámetro de perforación. En función de este último parámetro las alturas de banco aconsejables se relacionan en la tabla 3.11.

Fuente: ITGE, 1994, p.260Tabla 3.11 Alturas de banco recomendadas en función del diámetro del barreno

Piedra

Se le llama así a la distancia entre el frente libre y la primera línea de barrenos paralela a dicho frente. Es función del diámetro de perforación y debe estimarse según el valor más fiable de la resistencia a compresión simple de la roca.

Fuente: ITGE, 1994, p.261Tabla 3.12 Valores aconsejables de la piedra en función

de la resistencia a compresión simple de la roca

Sin embargo de lo anterior, esta distancia es afectada por otros aspectos como son: el tipo de explosivo, la naturaleza de la roca y su disposición estructural.

Espaciamiento

El valor de éste parámetro, varía para barrenos de una misma fila entre 1.15 veces la piedra, para rocas de resistencia a la compresión simple, superior a 120Mpa, a 1.30 veces la piedra, para rocas con resistencia a la compresión simple por debajo de 70Mpa. En la tabla 3.13 se muestran unos primeros valores de tanteo.

Fuente: ITGE, 1994, p.261Tabla 3.13 Valores del Espaciamiento

Longitud de retacado

Se estima en función del diámetro de perforación y de la resistencia a compresión simple de la roca.

Fuente: ITGE, 1994, p.261Tabla 3.14 Valores de la longitud de retacado

Sobreperforación

Es conveniente incrementar la longitud del barreno inicial para evitar que la voladura salga defectuosa y con repiés.

Este incremento es lo que se conoce como sobreperforación y su valor puede calcularse en función del diámetro de perforación y de la resistencia a compresión simple de la roca.

Fuente: ITGE, 1994, p.261Tabla 3.15 Valores de la Sobreperforación

Inclinación de los barrenos

Es aconsejable, con el fin de obtener una mejor fragmentación y menos repiés, dar una pequeña inclinación en la geometría de los barrenos. De acuerdo a los equipos de perforación empleados, se consideran valores usuales de trabajo a los comprendidos entre 10º y 20° con respecto a la vertical. Cuando los barrenos son inclinados la longitud del barrenos se halla con la siguiente ecuación:

Longitud de la carga de fondo

Este valor se puede calcular de acuerdo a la tabla 3.16.

Fuente: ITGE, 1994, p.261Tabla 3.16 Valores de la longitud de la carga de fondo

Esta longitud también puede calcularse mediante la siguiente fórmula:

lcf = 1.3 x Valor de la piedra

Longitud de la carga de columna

La longitud de la carga de columna viene dada por la diferencia entre la longitud del barreno y la suma de las longitudes del retacado y de la carga de fondo.

lcarga de columna = lb – (lT + lcf)

Consumo específico

Se define como consumo específico de una voladura al cociente entre el peso del explosivo utilizado y el volumen total de la roca arrancada.

En una configuración dada para un barreno, el consumo específico viene dado por:

El consumo específico de una voladura será:

N : Numero de barrenos

Ceb : Consumo específico por barreno

Los consumos específicos varían entre 250 y 700 gr/m3 según la calidad de la roca a volar.

Voladuras con Perforación en Grandes Diámetros

Se emplean con frecuencia en determinadas minas y canteras, donde son requeridas altas producciones, o bien, en obras civiles donde es preciso mover grandes volúmenes de material.

Diámetro de perforación

Al igual que en esquemas de voladura con perforación de pequeños diámetros la determinación del diámetro de perforación con grandes diámetros se obtiene en función de la producción horaria requerida, la naturaleza de la roca y de su resistencia a la compresión simple.

Fuente: ITGE, 1994, p.262Tabla 3.17 Diámetros de perforación, diámetros grandes

Altura de banco

Generalmente la altura de banco está condicionada por la capacidad y especificaciones de los equipos de carga empleados, la geología de la zona extractiva y por razones de seguridad.

Sin embargo la altura de banco se puede estimar a partir del diámetro de perforación.

Fuente: TGE, 1994, p.262Tabla 3.18 Alturas de banco recomendadas según la resistencia de la roca

Cuadrícula de perforación

Los valores de la piedra y del espaciamiento se determinan en función del diámetro de la carga, de la resistencia de la roca y de las características del explosivo a utilizar.

En la tabla 3.19 se especifican los valores aconsejables de las variables de éstas variables de diseño en función de la resistencia a compresión simple de la roca y del tipo de explosivo.

Fuente: ITGE, 1994, p.263Tabla 3.19 Valores recomendados de piedra y espaciamiento

según la compresión simple de la roca

Longitud de retacado

Puede determinarse en función del diámetro y de la resistencia a compresión simple de la roca.

Fuente: ITGE, 1994, p.263Tabla 3.20 Valores de longitud de retacado

Sobreperforación

Este valor puede calcularse a partir del diámetro de perforación de los barrenos.

Fuente: ITGE, 1994, p.263Tabla 3.21 Valores de la longitud de sobreperforación

Estos valores requieren de ser corregidos en los casos donde aparezcan singularidades estructurales del terreno o bien, por los criterios adoptados en el propio esquema de voladuras.

Fuente: ITGE, 1994Tabla 3.22 Longitud de sobreperforación según singularidades del terreno o en el esquema

Inclinación de los barrenos

Normalmente la perforación vertical de los barrenos, se realiza con perforación rotativa y alturas de banco no superior a los 15m, en rocas cuyos valores de resistencia a la compresión simple son altos. Por el contrario, en rocas blandas, con alturas de banco superiores a los 15m, se debe dar una inclinación a los barrenos la cual puede variar, con respecto a la vertical, entre los 10 y 20°.

Carga de los barrenos y consumo específico

Los explosivos comúnmente utilizados en este tipo de voladuras son: el ANFO, las emulsiones y los hidrogeles presentando la posibilidad de que la carga sea mecánica. Los consumos específicos de éstos explosivos varían en un rango entre 300 y 1300 gr/m3, dependiendo de la calidad de la roca a volar.

Secuencia de encendido

Figura 3.102 Secuencias de encendido con un solo frente libre

a secuencia de encendido que se planee esta estrictamente ligada a los objetivos pretendidos de la voladura como son:

Una granulometría definida.

La disminución de las carga instantáneas a aplicar.

El mayor aprovechamiento de los mecanismos de rotura.

No superar los niveles críticos de vibración.

Direccionar el desplazamiento de la roca.

Mantener en un rango mínimo y controlable los valores de sobreexcavación, repiés y las proyecciones.

Cuando no se tiene sino un único frente de salida para el material a extraer, se puede configurar un diagrama de secuencia de voladura como el mostrado en la figura 3.102 en donde todos los barrenos de una misma alineación paralela al frente, tengan el mismo tiempo de salida, retardando solamente y secuencialmente las filas sucesivas.

Si por el contrario, se dispone de dos frentes o planos de salida la secuencia se puede programar en forma de “V” como muestra la figura 3.103.

Partiendo de estos dos diseños básicos se pueden configurar diferentes patrones de secuencia de voladura, teniendo siempre en cuenta, muy importante, el retardo proporcionado a los barrenos adyacentes al elegido, con el fin de brindarle siempre la cara libre en el momento de la detonación y pretendiendo evitar la producción imprevista de proyecciones.

Figura 3.103 Voladura con dos frentes libres

EVALUACIÓN DE RESULTADOS

Los resultados obtenidos en una voladura de contorno pueden hacerse de una manera cuantitativa y cualitativa.

La primera se basa en el cálculo del Factor de Cañas Visibles, FCV, que es el cociente entre la longitud de las cañas visibles y la longitud total perforada. Figura 1.

Figura 1. Ejemplo del Cálculo del Factor de Cañas Visibles, FCV

Si bien, la evaluación cuantitativa da un valor que define la calidad de la voladura controlada, es más interesante, en orden a optimizar resultados, un análisis del conjunto de la superficie creada, como se indica en la tabla 3.26, para la técnica de precorte, en la que para cada tipo de daños aparecido se indica el posible origen y la solución del problema.

Ejemplo Explicativo

Se desea calcular el espaciamiento entre barrenos de una voladura de precorte utilizando un diámetro de perforación de 64mm con cargas continuas de explosivo de 19mm de diámetro, densidad de 1.1 g/m3

y velocidad de detonación de 4000m/s. La roca tiene una resistencia in situ a tracción y compresión de 17,2 y 275 Mpa respectivamente.

1. Presión del barreno

EXPLOTACIÓN DE CANTERA

Una de las labores del ingeniero es identificar las posibles fuentes de áridos dentro de la formación rocosa, estudiar sus características y evaluar las condiciones de favorabilidad como fuente de material o cantera de explotación para posteriormente evaluar el proceso de explotación más adecuado.

Dentro de los factores a estudiar debe verificar los volúmenes aprovechables, los recubrimientos existentes, las características geomorfológicas del yacimiento, su geología y geotecnia y la disposición espacial de la roca, entre otras, para así poder determinar el método de explotación más adecuado y los equipos requeridos para la extracción del material, su transporte y aprovechamiento.

En este aparte se presentan los aspectos básicos a saber para lograr una correcta explotación de una cantera, mediante el empleo de explosivos industriales después de haber tenido una adecuada identificación del material existente y su homologación con el material requerido.

EXTRACCIÓN DE ROCAS ORNAMENTALES

Figura 1. Extracción de bloques de mármol

Las voladuras controladas se utilizan en este tipo de trabajos; se entiende por rocas ornamentales todas aquellas que se utilizan, en forma de bloques o placas por sus características estéticas como el color, la textura, el brillo, tamaño del grano etc., y características técnicas como la resistencia, pulido, etc.

Los tipos de rocas ornamentales más comunes pueden clasificarse genéricamente en tres grandes grupos: granitos, mármoles y calizas marmóreas.

Los métodos de arranque consisten en la independización primaria del macizo rocoso de un gran bloque, 100 a 400 m3, aproximadamente, de forma paralelipipeda, que posteriormente se subdivide hasta alcanzar unas dimensiones que sean manipulables fácilmente y dentro de los parámetros requeridos por la industria de transformación, generalmente con longitudes de 1.8 a 3.5 metros; espesores de 1 a 1.5 metros; y alturas de 0.9 a 1.2m.

La técnica de arranque con explosivo se suele emplear aunque no de manera exclusiva, pues se combina con sistemas de corte con hilo helicoidal o diamantado, con rozadora de brazo y disco, con lanza térmica y chorro de agua.

Las técnicas de voladura son un caso especial de las de precorte, pero con ligeras variantes ya que es preciso no dañar la roca y al mismo tiempo tener en cuenta las propiedades de ésta: resistencia, homogeneidad, esquistosidad y fisuración.

Tabla 1. Tipología de daños en voladuras de precorte

Variables de Diseño

Aunque es difícil dar unas recomendaciones generales de diseño de éste tipo de voladuras dada la gran variedad de rocas y condiciones de explotación, se sugiere el siguiente procedimiento:

Diámetro de los barrenos

Los diámetros normalmente utilizados son pequeños, de 27 a 40mm, para de ésta forma conseguir la mejor distribución espacial del explosivo en el plano de fractura.

Espaciamiento

El espaciamiento entre barrenos se debe establecer en función de las propiedades de las rocas y las características de la carga de explosivo.

Existen diversos métodos aplicados al cálculo de voladuras de precorte, que con pequeñas modificaciones pueden adaptarse a la extracción de bloques de roca ornamental; a continuación dos métodos: (Itge, 1994, p.369)

Fórmula de Calder y Jackson (1981)

Consiste en igualar la resistencia a tracción de la roca a través del plano de corte con la presión ejercida por los gases en las paredes de los barrenos, suponiendo que éstos actúan en un área equivalente al diámetro de los taladros

Fórmula de Berta (1985)

Propone la siguiente expresión para que exista un equilibrio entre la presión de los gases y la resistencia a tracción de las rocas:

donde:

S = Espaciamiento entre barrenos (mm)

PEs = Presión específica (Mpa)

re = Densidad del explosivo (g/cm3)

d = Diámetro de la carga de explosivo (m)

D = Diámetro del barreno (m)

RT = Resistencia a tracción de la roca (Mpa)

Reglas empíricas

Se basa en la experiencia práctica con rocas similares de que se dispone. Normalmente los espaciamientos se suelen encontrar en el intervalo 4 – 15D; si bien hay casos especiales en los que por coincidir el plano de corte con una dirección favorable de fracturación esas distancias pueden ser más del doble.

Consumos específicos

Las cantidades de explosivo necesarias para el corte de un volumen de roca varían ampliamente según el tipo de roca, clase de explosivo y fase de extracción.

Como cifras orientadoras y cuando se emplea cordón detonante en planos verticales, 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.

Distribución de carga en los barrenos

Para evitar el astillamiento o fracturación en las esquinas de los bloques, es conveniente emplear barrenos guía vacíos en las proximidades de las superficies libres o en las intersecciones de los planos de corte, figura 2.

Figura 2. Utilización de barrenos guía en la extracción de bloques

Por otro lado, los barrenos tanto verticales como de levante no se llegan a perforar en toda su longitud, siendo habitual dejar en el granito desde el fondo de los barrenos hasta la arista del bloque una distancia de 20 30 cm, figura 3.

Figura 3. Sección transversal de un bloque

Retacado

El confinamiento de las cargas de explosivo es necesario para aprovechar el empuje de los gases. Conforme las características de la roca empeoran las longitudes suelen disminuirse con el fin de que la presión de los gases no actúe demasiado tiempo sobre la roca y pueda dar lugar a daños.

Por lo general, con los cordones detonantes los retacados son pequeños, mientras que con pólvora se necesita un mejor confinamiento de las cargas. El material que se utiliza suele ser el propio detrito de perforación o tacos de arcilla.

A veces, el retacado se realiza con agua, que permite además transmitir una mayor cantidad de energía a la roca, si se precisa aumentar la presión específica en el barreno, PBe, para garantizar el corte. También cuando se desea evitar el ennegrecimiento de las superficies de fractura se rellenan con arena o detritus de perforación.

Iniciación

Al igual que en las voladuras de contorno se recomienda la iniciación instantánea de todos los barrenos, mediante el empleo de ramales maestros de cordón detonante de bajo gramaje.

De no conseguirse la detonación simultánea de todas las cargas situadas en un mismo plano de corte, la colisión de las ondas no se producirá en los puntos equidistantes entre los barrenos y el plano de fractura podría no ser total o limpio y, además, como consecuencia de las tensiones y desplazamientos diferenciales, por ejemplo por flexión del propio bloque, se podría provocar el agrietamiento de la roca.

Aunque la velocidad de detonación del cordón detonante es elevada, comparada con la distancia entre barrenos, para que la acción de todas las carga en un mismo plano de corte sea lo más simultanea posible, es aconsejable que el punto de iniciación se encuentre equidistante de los barrenos que se localizan en los extremos de dicha superficie.

Figura 3.150 Diversos diseños de carga en barrenos de contorno en función del diámetro

Figura 3.156 Diseño de voladura de destroza próxima a la línea de precorte

Figura 3.161 Colocación de las cargas para una voladura amortiguada

FÓRMULAS EMPÍRICAS PARA CALCULAR CARGA DE EXPLOSIVO

Existen algunas formulaciones matemáticas para casos específicos que han resultado de la práctica, las cuales se expresan a continuación y donde la cantidad de explosivo “P” se expresa en términos de equivalencia por Kg de TNT.

Cargas para Cortar Árboles y Madera

Con cargas externas no confinadas

D = menor diámetro del árbol o menor dimensión de la madera.

Ejemplo 1

Si hay un árbol de 50 cm, de diámetro, la carga P será:

Kg de TNT

Si usamos indugel plus η = 1.43 s/tabla 3.6 la carga será:

Figura 3.51 Ubicación de cargas no confinadas para corte de árboles o madera

Cargas internas

Nomenclatura:

Z = Profundidad disponible para explosivos

T = Taco = Longitud del tapón del barreno

Ø= diámetro del barreno

L = grueso del árbol medido sobre el eje del barreno.

Fórmulas para cargas internas confinadas:

D expresado en cm.

Ejemplo 2

Para un árbol de 100 cm., de diámetro, con la misma indugel plus.

Kg de TNT

indugel plus

Si se hace un solo barreno, y tomando en cuenta que el tapón debe tener 10 Ø, (10 veces el mismo diámetro del barreno) pero no menos de 30 cm., y que del fondo del barreno al exterior del árbol debe haber 15 cm., mínimo, las dimensiones resultan como en la figura 3.52.

Figura 3.52 Ubicación del explosivo en carga interna confinada

Esto hace que para árboles menores de 50 ó 60 cm, sean preferibles las cargas exteriores.

La profundidad del barreno disponible para el explosivo es de 55 cm, por lo que, suponiendo una densidad de 1.2, para el indugel:

Resolviendo para Ø

Es un barreno muy grueso, difícil de hacer en el árbol y con probables problemas en el tapón, ya que se requerirían:

10 x 6.4cm =< 64cm de tapón

Y se dispone solo de 30cm, por tanto se tantea con un número mayor de barrenos usando la siguiente disposición: (8 barrenos) figura 3.53.

Figura 3.53 Alternativa de disposición de carga confinada

L = grueso del árbol medido sobre el eje del barreno .

Cada capa o fila de explosivos separada mínimo 3Ø

Y la profundidad disponible Z es:

Calculando para D = 100cm;

10 x 2.52 = 25 < 30

Por tanto esta disposición tampoco se emplea pues al menos debe tener 30cm de tapón. De esta forma se debe probar con una nueva disposición de menos barrenos; se pueden contemplar alternativas como las sugeridas en la figura 3.54.

Figura 3.54 Plantillas alternativas de disposición de barrenos

Recalculando tomando como alternativa la localización de 4 barrenos se tiene:

L = grueso del árbol medido sobre el eje del barreno

Y “Z” la profundidad disponible para el explosivo será:

Calculando sobre la condición mínima de ;

Se calcula Ø:

Cumpliendo con:

Verificando se recalcula

y

Por lo que se adopta esta alternativa de plantilla.

En cualquier disposición que se use, la perforación de los barrenos es muy laboriosa, por eso generalmente se prefieren las cargas exteriores. Cuando se usen los barrenos es conveniente inclinar el plano de barrenación para controlar la dirección de la caída ver figura 3.55.

Figura 3.55 Inclinación del plano de barrenos

Cargas para Demoler Trabes de Concreto

Figura 3.56 Dimensiones del trabe de concreto y ubicación de cargas demoledoras

La carga demoledora se calcula mediante la siguiente fórmula:

P expresada en Kg de TNT, b y h en cm.

Ejemplo 3

Se tiene un trabe de 40x90cm para demoler, por tanto, aplicando la fórmula anterior la carga necesaria se calcula mediante la siguiente expresión:

kg de TNT

Recurriendo a la tabla 3.6 o a especificaciones de explosivos comerciales se hace la conversión de TNT al explosivo escogido dividiendo los kg de TNT por la potencia relativa del explosivo a utilizar.

De esta manera para el INDUGEL plus η = 1.43

kg de INDUGEL PLUS

El peso confinador debe ser por lo menos 1 ó 1.5 veces el peso del trabe en una longitud igual a la del explosivo, por ejemplo, si el explosivo se reparte en una longitud de 50cm (la longitud paralela al eje debe ser mínima para concentrar el efecto del explosivo en una zona pequeña del trabe), si no es posible colocar el peso confinador la carga explosiva debe aumentar alrededor de 1.5 veces.

Rotura de Muros de Concreto, Mampostería y Cráteres en Roca

Figura 3.57 Demolición de un muro en concreto

Se usa la fórmula:

P = Kilogramos de TNT

R = Radio de la rotura en cm (figura 3.50)

K = Factor de Material (tabla 3.7)

C = Factor de amortiguamiento (figura 3.50)

Fuente: Instituto Tecnológico y Geominero de España. ITGE, 1994Tabla 3.7 Factor “ K “ del material

Ejemplo 4

Para un muro de concreto sin reforzar, de 60cm de espesor cual sería la carga necesaria de dinamita nitroglicerina 40% sin confinar?

R = 60cm

K = 0.45 (s/tabla 3.7)

C = 3.5 (s/figura 3.50)

Figura 3.58 Cargas demoledoras en muro

s/fórmula

De la tabla 3.6

Por tanto la carga equivalente será:

Si el muro tiene una longitud L = 5.30m, el número de cargas requerida será:

Así:

cargas de 8.7 kg

Ejemplo 5

Demoler una columna de 0.40 x 0.60 de concreto reforzado con una carga de de 40cm, sobre el suelo, con dinamita gelatina 60% sin confinar.

Kg de TNT

De la tabla 3.6

Y la carga equivalente

de dinamita gelatina 60%

La carga siempre se coloca en la cara más ancha (figura 3.59).

Figura 3.59 Cargas de demolición en columna

R = 40cm

K = 0.70 (s/tabla 3.7)

C = 3.5 (s/tabla 3.50)

En este caso

Por lo que se requiere una sola carga de 3.4 kg.

Cargas para Cortar Acero

Las fórmulas que siguen consideran que las cargas son sin confinar, por la dificultad de hacerlo en las estructuras metálicas.

Cargas para acero estructural; perfiles y placas

La carga se calcula mediante la fórmula:

Donde:

P = Carga en Kg de TNT

A = área transversal de la sección de acero en cm2

Figura 3.60 Preparación para demoler columnas en acero

Ejemplo 6

Se quiere cortar una vigueta de 8”; A = 40.71cm

kg de TNT

Si se usa INDUGEL PLUS se tiene:

Así:

kg de INDUGEL PLUS

Se debe evitar colocar tas cargas en lados opuestos de una placa porque tienden a neutralizarse mutuamente.

De ser posible, se deben colocar las cargas en los lados opuestos pero desplazadas, dejando una separación de 2 ó 3cm, entre ellas para producir esfuerzo cortante ver figura 3.61.

Figura 3.61 Ubicación del explosivo en un perfil estructural

Cargas para cortar varillas de retuerzo del concreto, cadenas y cables

La carga se calcula mediante la fórmula siguiente y es útil para diámetros hasta 2”:

Donde:

P = carga en Kg de TNT

D = diámetro en pulgadas

O bien

D = diámetro en centímetros

Figura 3.62 Demolición del refuerzo de una placa

Ejemplo 7

Romper una barra de acero de refuerzo de 1” (2.5cm) con INDUGEL PLUS

Kg de TNT

Para el INDUGEL PLUS η = 1.43

Kg de Indugel plus

Esta carga se fija con alambre, y procurando colocarla de un solo lado de la barra, en un solo punto.

Ejemplo 8

Romper una cadena de eslabones formados por acero redondo de ½” con INDUGEL PLUS

Kg de TNT

El equivalente en INDUGEL PLUS

kg de Indugel

Figura 3.63 A y B, puntos de localización de la carga de explosivo

Se colocan 0.08kg de Indugel en el punto A y otra cantidad igual en el punto B para romper el eslabón.

Demolición de Tocones

Las fórmulas que se usan son:

Para tocones muertos:

Para Tocones vivos o recientes:

Donde:

P = carga en Kg de TNT

D = Diámetro del tocón en metros, medido a 30 o 46 cm arriba del suelo.

Ejemplo 9

Extraer el tocón muerto de la figura 3.64 con dinamita nitroglicerina de 40%. Como se trata de un tocón muerto:

Figura 3.64 Tocón muerto

de TNT.

Para dinamita nitroglicerina de 40%

de la tabla 3.6

kg de dinamita nitroglicerina 40%

Para colocar la dinamita se debe distinguir, (al sacar el primer tocón se aprecia), entre los tocones de árboles de raíces laterales y los de raíces profundas. Si no se puede distinguir cual es el caso, se debe proceder como si fueran raíces laterales. Cuando se usen varias cargas, se debe asegurar que estallen simultáneamente. Es importante protegerse bien y a la distancia de segundad establecida en las tablas del capítulo 2 pues este tipo de voladura suele ser violento. En el caso de colocación de cargas en árboles de raíces laterales, éstas se deben colocar lo más cerca posible del centro del tocón y a una profundidad igual al radio de la base del tocón. Se usa la carga P calculada repartida en 3 o 4 cargas, ver figura 3.65. En la colocación de cargas en árboles de raíces profundas, se deben usar de 1 a 4 cargas de manera que la suma de todas ellas sea la carga P. Si se quiere cortar la raíz a una profundidad h se debe usar un número de par de cargas (2 o 4) y colocar la mitad debajo de esta profundidad para provocar un efecto más cortante, (figura 3.66)

Figura 3.65 Colocación de cargas en árboles de raíces laterales

Figura 3.66 Colocación de cargas en árboles de raíces profundas

Demolición de Rocas Aisladas

Método del barreno de culebra

Este método es aplicable en rocas superficiales o poco profundas, de volúmenes menores a 2m3. El método consiste en hacer un barreno lo suficientemente largo (figura 3.67) para contener la carga y el tapón. Se excava bajo la roca, se carga y se hace estallar.

La fórmula para calcular la carga es:

Donde:

P = carga en Kg de TNT

D = diámetro de la roca en metros.

Figura 3.67 Barreno de culebra

Ejemplo 10

Demoler una roca de 1.0m de diámetro con INDUGEL PLUS

Kg de TNT

Para INDUGEL PLUS:

Kg de INDUGEL PLUS

Método de la carga externa

Este método también se aplica en rocas superficiales.

Figura 3.68 Método de la carga externa

En este método sencillamente se coloca la carga sobre, o a un lado, de la roca y se cubre con 25 o 30 cm, de lodo o material inerte (figura 3.68). Después se hace detonar. Se debe proteger la carga para que la humedad del lodo no la afecte.

Este método es muy efectivo y económico. Su carga se calcula mediante la siguiente fórmula:

Donde:

P = carga en kg de TNT

D = diámetro de la roca en metros.

Ejemplo 11

Demoler una roca de 60cm de diámetro con dinamita granulada 60%

Kg de TNT

Para dinamita granulada 60%

Kg de dinamita granulada 60%

Método clásico

Consiste en taladrar un barreno y en este introducir la carga y confinarla con un tapón o taco (figura 3.69).

Figura 3.69 Método clásico

Este método es el más eficiente en el caso de que la roca no sea superficial sino que forme parte de una

roca mayor o de un manto de roca.

El barreno se debe taladrar hasta una profundidad igual al radio de la roca bajo el nivel del suelo.

La carga de explosivo se calcula mediante la siguiente formula:

Donde:

P = carga en Kg de TNT

D = Diámetro de la roca en m

Ejemplo 12

Demoler una saliente de roca de 3.60m de diámetro que es parte de un manto rocoso, con INDUGEL PLUS

P = 0.15 x 3.60 = 0.54 Kg de TNT

Para INDUGEL PLUS

Kg de INDUGEL PLUS

Si el explosivo no cabe en el barreno, este se puede “secantear’, es decir, dejar caer al fondo del barreno cartuchos con fulminante y mecha encendida, de manera que estallen en el fondo formando una pequeña cámara, estos cartuchos se dejan caer uno a uno hasta que la cámara tenga el tamaño suficiente para contener el explosivo; sin embargo existe una limitación importante y es la de no colocar la carga definitiva en la cámara hasta que se halla enfriado. Se debe esperar al menos una hora después del “secanteo”.

Esta es de las pocas aplicaciones en que se justifica el secanteo, ya que en voladuras para corte o bancos es absurdo y generalmente antieconómico.

Las voladuras de rocas aisladas son muy violentas y peligrosas pues producen muchas proyecciones, por tanto es necesario tomar las debidas precauciones.

Demolición de Edificios

Figura 3.70 Voladura de un edificio

En esta práctica el objetivo no es precisamente convertir el edificio objeto de la demolición en escombro mediante el uso de la energía del explosivo; se trata más bien de romper con el explosivo las partes vulnerables del edificio, para que, al caer, se fracturen en sus elementos y éstos queden de tal manera dispuestos, que sea fácil separarlos del resto y cargarlos a los vehículos de acarreos (ver figura 3.71).

Para estos fines es usual detonar las columnas de la planta baja, soporte de toda la estructura. Para que el edificio caiga hacia el lado derecho los ejes de columnas se tienen que tronar en el orden 3, 2, 1 con estopones de tiempo.

Figura 3.71 Esquema A de voladura de una estructura de edificio

Para que las losas se fracturen se necesita quitarles primero el apoyo de un extremo, a lo largo, para que al deformarse se fracturen. Figura 3.72, Para lograr el efecto mostrado se requiere tronar los ejes de las columnas en el orden A, B, C, D, E, F, G.

Figura 3.72 Esquema B de voladura de una estructura de edificio

Con esto se asegura que toda la losa resultará fracturada y con el acero expuesto.

Si a este efecto se le suma el mostrado en la figura 3.72 se tienen las losas fracturadas y arregladas para cargar, restando tan solo cortar el acero con soplete y dividir las losas en secciones lo más grande posible solamente limitadas por el tamaño de la grúa y el equipo de transporte.

Como medidas complementarias en estas actividades se debe de proveer de un cargador frontal para juntar y cargar el cascajo suelto. Igualmente y si es posible, es aconsejable disponer de un sistema de riego del escombro para confinar lo más rápidamente posible la gran cantidad de polvo producida; este riego se hace con agua pulverizada, inmediatamente después de la caída del edifico. Para sumar los

efectos mostrados en las figuras 3.71 y 3.72 los estopines de tiempo deben distribuirse conforme a las figuras 3.73 y 3.74.

Figura 3.73 Planta del edificio; secuencia de detonación A

Figura 3.74 Planta del edificio; secuencia de detonación B

Con ésta última disposición se ahorra un tiempo de los estopines pero el desplazamiento lateral es menor. Es conveniente usar estopines de largo intervalo. Cuando los tiempos no son suficientes se puede usar un explosor secuencial.

Como medida de seguridad se debe rodear la planta baja con una protección para evitar la proyección de fragmentos de la voladura de las columnas; Igualmente es conveniente advertir y retirar a la gente de los alrededores con el fin de no causar pánico ni elevar los parámetros de riesgo. Se deben también revisar los edificios próximos pues eventualmente podrían resultar afectados más aún si presentan altos índices de deterioro.

Finalmente se puede afirmar que el éxito de una demolición depende de la colocación inteligente de los explosivos, lo que se logra a través de la experiencia y el empleo de las normas aquí descritas; Es aconsejable, sin embargo la dosificación de los explosivos por medio de pruebas experimentales.

FRAGMENTACIÓN

Se hace referencia a la fragmentación cuando se habla de la distribución granulométrica obtenida de la roca una vez efectuada la voladura.

Las variables que intervienen en la fragmentación son numerosas y van desde las características mismas del macizo rocoso hasta las elegidas por el diseño del esquema de perforación y voladura; dentro de éstas se pueden enunciar las siguientes:

En el uso de diámetros pequeños se presenta una mayor fragmentación.

La fragmentación está condicionada por la cuadrícula de perforación.

La utilización de grandes diámetros, con cargas concentradas produce bloques de gran tamaño, y un importante porcentaje de materiales de granulometría fina.

Ante un incremento de la carga específica manteniendo constante el esquema de perforación, se obtiene un aumento en la fragmentación.

Una estratificación muy acusada origina unos tamaños de bloque de geometría singular

La fragmentación deseada la roca está muy ligada a los parámetros de resistencia de la roca.

Ante un aumento de la concentración de la carga, también se aumenta la fragmentación

La perforación de barrenos auxiliares dentro de un esquema, favorece la fragmentación. Ver figura 3.104.

Figura 3.104 Eliminación de bloques por intercalación de barrenos auxiliares

Existen diversos y variados modelos matemáticos con los cuales se pretende lograr una aproximación a la fragmentación final, sin embargo, y es obvio, no existe un modelo que exprese con precisión la granulometría resultante de una voladura. De los métodos más usados para determinar la granulometría de una voladura pueden citarse: Modelo de Gustafsson y Modelo de Larsson.

Modelo de Gustafsson

Basado en la experiencia, Gustafsson, para perforaciones en pequeños diámetros, obtiene relaciones entre la piedra, el consumo específico de explosivo y el tamaño medio de la roca.

En la figura 3.105 se observa, para una misma carga específica, que el tamaño medio de la fragmentación disminuye, en la medida que el valor de la piedra se reduce; igualmente se puede observar que a mayor carga específica, para diferentes dimensiones de la piedra, la fragmentación aumenta.

Figura 3.105 Tamaño medio de material volado en función de las dimensiones de las piedras y el consumo específico de explosivo

Modelo de Larsson

Al igual que Gustafsson basado en sus experiencias, Bert Larsson propone para la determinación de la abertura de la malla cuadrada por la que pasa el 50% del material volado o K50 una expresión del tipo siguiente:

Donde:

B : Piedra (m)

S/B : Relación espaciamiento/piedra

CE : Consumo específico de explosivo (Kg/m3)

c : Constante de la roca. Equivale al consumo específico de explosivo gelatinoso necesario para fragmentar la roca; normalmente varía entre 0,3 y 0,5 kg/m3

s : Constante de volabilidad. Factor que tiene en cuenta la heterogeneidad y discontinuidades del macizo rocoso; algunos de sus valores son:

Roca muy fisurada con diaclasas muy próximas s = 0,60

Roca diaclasada s = 0,65

Roca normal con algunas grietas s = 0,50

Roca relativamente homogénea s = 0,45

Roca homogénea s = 0,40

A partir de las figuras 3.106, 3.107 y 3.108, se puede estimar el valor de k50 y las curvas granulométricas del material volado, según un esquema dado de la voladura o también, procediendo de forma inversa, a partir de una determinada fragmentación que se quiera conseguir, determinar el esquema de la voladura requerida.

Experimentalmente se han establecido los siguientes diámetros de perforación para obtener unos K50 aceptables:

Figura 3.106 Determinación del coeficiente del tamaño de bloque K50 del material fragmentado

Figura 3.107 Curvas granulométricas teóricas del material volado para diferentes valores de K50

Figura 3.108 Nomograma para la determinación del tamaño de bloque

No se debe olvidar que, como se menciono anteriormente, la secuencia de encendido, o los intervalos de tiempo con que tiene lugar la detonación de los distintos barrenos adyacentes a uno dado, producen un importante efecto en la fragmentación a conseguir en la voladura.

PERFORACIÓN DE TÚNELES

Existen dos características básicas y propias de las voladuras en túneles y galerías como lo son: la primera la no existencia de un frente libre de voladura, situación que genera uno de los primeros objetivos de la voladura consistente en lograr mediante técnicas de voladura un hueco libre, con los barrenos de cuele y contracuele, hacia el que rompan sucesivamente las cargas restantes de la sección, localizadas en las zonas de destroza, zapatera y contorno, éstos últimos determinando la sección final del túnel por lo que suelen adoptar un esquema con valor de espaciamiento pequeño y orientación del barreno hacia el eje de simetría de la sección; la otra característica es el requerimiento de una granulometría específica determinada por los medios de carga y retiro disponibles.

Tipos de Túneles

Según la sección de túnel a perforar, éstos pueden dividirse en:

Túnel de Sección Pequeña

Figura 3.113 Túnel de sección pequeña

Se clasifican en este tipo aquellos túneles cuya sección está comprendida entre 4 y 20 m2 ; son usados normalmente para tendido de tuberías y cables o para conducción de aguas residuales entre otros.

Túnel de Sección Mediana

Figura 3.114 Túnel sección mediana

Aquellos cuya sección se comprende entre 20 y 60 m2 , y son usados con frecuencia para colectores de agua, galerías de apoyo, galerías en mina, etc.

Túnel de Sección Grande

Figura 3.115 Túnel de sección grande

Conforman este grupo aquello cuya sección es superior a los 60m2 la cual es usada en túneles para carreteras, ferrocarriles y en centrales eléctricas.

La clasificación anterior se puede tener de manera más compleja si se combina con la forma de la bóveda la cual, dependiendo del uso que se quiere dar al túnel, puede ser: circular, en herradura, con bóveda de medio punto o combinaciones de arcos de distintos centros circulares o de otro tipo. Ver figura 3.116.

Figura 3.116 Formas usuales de secciones de túneles

Sistemas de Avance en Túneles

En la selección del método de avance en túneles y galerías intervienen diversos factores dentro de los cuales se destacan:

Naturaleza y propiedades de la roca.

Equipo de perforación utilizado.

Tipo de sostenimiento a utilizar.

Sistema de ventilación empleado.

Factores económicos.

En túneles de secciones normales para viaductos, el sistema de avance empleado con mayo frecuencia consiste en dividir el frente en dos o más partes: una superior o bóveda y otras inferiores en bancos o destrozas. Ver figura 3.117.

Figura 3.117 Sistema más frecuente de avance en túneles

La bóveda se excava de manera semejante a una galería y las destrozas que van retrasadas con respecto al frente de galería, se excavan por bancos, cuya perforación puede realizarse con jumbos o carros. Si se decide por una perforación vertical el sistema puede tener la ventaja de una voladura continua y simultanea con la bóveda.

Si se decide hacer la perforación del banco de destroza horizontalmente, al igual que la bóveda, con el fin de utilizar los mismos equipos se tiene el inconveniente de la discontinuidad en la ejecución. El ritmo de avance de la voladura depende de la planificación de los trabajos y de la capacidad de los equipos y de la técnica y agilidad para el retiro del escombro generado.

No es muy frecuente encontrar avances mayores a la longitud perforada del barreno; esta situación está limitada por el hueco libre de expansión y la desviación de los barrenos cargados. Un control estricto de éste último factor, que no exceda el 2%, puede contribuir a que se logren avances próximos al 95% de la longitud de perforación del barreno. Normalmente avances menores son atribuidos a cueles defectuosos o a la presencia de trastornos geológicos. Esto también puede dar lugar a sobreexcavaciones, mayores a la longitud perforada, atribuibles a desprendimientos de la estratificación o al diaclasado, si se presentan condiciones favorables para ello.

Actualmente el método de ejecución de túneles más usado es el llamado “Nuevo Método Austriaco” consistente en la excavación por fases de una determinada sección, figura 3.118 (a) y (b).

Figura 3.118 (a) Ejecución de túneles por el nuevo método Austriaco. (alternativa 1)

Figura 3.118 (b) Ejecución de túneles por el nuevo método Austriaco. (alternativa 2)

Tras la apertura de una galería de avance en la sección media superior se lleva a cabo la excavación de los bataches laterales, la cual puede ser de forma simultanea o desfasados entre si, en esquemas de voladura que utilizan el frente libre disponible (común con la galería abierta). El perfil definitivo se consigue mediante una voladura de contorno aplicando las técnicas de corte y precorte.

Una vez efectuada la limpieza con los equipos de carga disponibles se procede a efectuar el gunitado de estabilización y la regularización de la superficie de la roca con el propósito de no afectar sus propiedades y cualidades de resistencia.

Es conveniente aplicar en este método, un sostenimiento, de acuerdo con la calidad del macizo rocoso, a una determinada distancia del frente de la voladura

Esquemas de Perforación y Voladuras en Túneles

En las voladuras de túneles y galerías se hace necesario perforar uno o más barrenos de mayor diámetro, vacíos, para ofrecer , a las cargas restantes de la sección, una superficie libre hacia donde romper, pues en estos casos el frente de arranque se caracteriza por no disponer de una superficie libre de salida.

De esta situación surge el concepto de barrenos de cuele o simplemente cuele; y se trata de la configuración y distribución de los barrenos céntricos, próximos a los vacíos, que se perforan mas cerca unos a otros que los barrenos periféricos y de los cuales existen diferentes clases. En un esquema de tiro pueden diferenciarse diferentes tipos de barrenos según la zona donde estén dispuestos y su objetivo (ver figura 3.119).

Figura 3.119 Tipología de los barrenos determinada por la zona de su ubicación

La perforación y voladura se puede realizar en la sección completa, si su extensión no es muy grande. El método más frecuente de arranque consiste en dividir la sección del túnel en dos partes: una superior que puede comprender la bóveda (1) y la parte de los hastiales(2) y la otra inferior (3), denominada destroza desde donde se excava el resto de la sección. Figura 3.120.

Figura 3.120 Etapas más usuales en la excavación de una sección en túnel

La parte superior se excava semejante a una galería y la destroza, que debe ir retrasada respecto a la primera, se excava mediante bancos.

Figura 3.121 Banqueo vertical u horizontal en un túnel con avance en dos secciones

El banqueo de nivel de destroza puede ser vertical u horizontal. Para la primera opción se debe disponer de un equipo de perforación distinto que para el segundo, en donde puede ser usado el mismo que para la bóveda. Figura 3.121.

Si la calidad del macizo rocoso es catalogada, mediante estudios previos, como mala, es preciso, a su vez, dividir la sección de excavación en secciones más pequeñas. Normalmente se practica la apertura de una galería de dimensiones reducidas, con sendas excavaciones de los bataches dejados en ambos lados, para una etapa posterior. La excavación de la sección se completa con la destroza.

Barrenos de un Esquema de Tiro

Un esquema de tiro es la cantidad, distribución y disposición ordenada que se hace de los barrenos en una galería o túnel (figura 3.122) para lograr su voladura; una vez volada la roca se tiene un avance (l), que es del orden de 10 a 30 cm menor que la longitud de los barrenos (H), debido a que normalmente la voladura no desplaza la roca del fondo de los mismos (figura 3.123).

Figura 3.122 Ejemplo de esquema de tiro

Figura 3.123 Avance y longitud de barrenos

Las profundidades de perforación son normalmente de 1.5 a 3.0 metros cuando se utilizan martillos de mano con empujador y de 3.0 a 5.5 metros cuando la perforación es mecanizada mediante uno o más jumbos.

Los barrenos reciben las siguientes denominaciones de acuerdo a su función, como se india en la figura 3.119:

Barrenos vacíos: para crear abertura central.

Barrenos de cuele: se vuelan de primero en la secuencia de voladura y ellos mismos tienen un orden con el fin de crear un frente libre gradual.

Barrenos de destroza: son los encargados de hacer la mayor voladura del frente.

Barrenos de contorno: situados próximos al techo y los hastiales del túnel. Son cargados con menos explosivo para reducir la formación de grietas en la roca próxima al túnel, evitando de esta manera la sobreexcavación (voladura de recorte); se perforan ligeramente hacia fuera para poder mantener el perfil del túnel, (figura 3.124).

Figura 3.124 Orientación de los barrenos de contorno

Zapateras: son los barrenos del piso del túnel y están cargados en general con un explosivo potente para elevar y sacudir la roca desprendida facilitando así su evacuación.

El diámetro de los barrenos varía dependiendo de la sección pretendida del túnel y del equipo que se disponga, tomando dimensiones entre 27 y 51mm, ver figura 3.125.

Figura 3.125 Diámetros según la sección y el sistema de perforación

El empleo de barrenos de diámetros pequeños trae algunas ventajas las cuales son:

Mayor penetración, con reducción de los tiempos de perforación.

Un mejor perfil del túnel, con menor incidencia en los costes de saneo y sostenimiento.

Menor consumo de explosivo.

Reducción en los costes finales del equipo.

Los barrenos vacíos del centro, son de mayor diámetro logrando medidas entre 64 y 102mm. Normalmente se perforan mediante escariado, proceso que consiste en perforar primero un barreno de la misma medida de los demás del esquema, para posteriormente ampliarlo con una broca escariadora.

Figura 3.126 Número de barrenos por voladura en función del área de la sección del túnel

El número de barrenos en una voladura es función fundamentalmente de la sección del túnel y del diámetro de los mismos, aunque es obvio que también tiene relevancia la forma de la sección, la volabilidad y la fragmentación de la roca.

Una aproximación del número de barrenos requerido para las distintas secciones de túnel según el diámetro de perforación se puede obtener mediante el ábaco de la figura 3.126.

Tipos de Cuele

Los cueles se clasifican en dos grupos a saber:

Cueles de barrenos paralelos.

Cueles de barrenos en ángulo.

Estos últimos solo se aplican en casos muy especiales debido a la dificultad adicional que presenta su perforación.

Adicionalmente y dada su ubicación dentro de la sección, los cueles pueden ser: (figura 3.127).

En rincón

Con simétrica inferior

Con simétrica superior

Siendo más usada la simétrica superior por la configuración de la pila de escombro que se obtiene y el grado de fragmentación.

En términos generales una posición baja del cuele, genera menos proyecciones, granulometría más gruesa y un montón de roca volada más compacto.

Figura 3.127 Posiciones de cuele más frecuentes

Cueles de Barrenos Paralelos

Su desarrollo data de los años sesenta aproximadamente, para hoy día, ser usado en la mayoría de las situaciones en que se requiere practicar con rapidez un túnel o una galería.

El principio de éste tipo de cuele es dejar uno o más barrenos vacíos y hacer que éstos hagan de cara libre con vista a la voladura. Todos los barrenos de la serie se perforan paralelos unos a otros.

En estos casos la precisión en la perforación de los barrenos es fundamental. Entre los cueles de barrenos paralelos se diferencian algunos tipos que son:

Cuele de Cuatro Secciones

Geometría figura 3.128

Características:

Consta de un barreno vacío, cuyo diámetro Ø, toma valores entre 65 y 175mm, hacia donde rompen escalonadamente los restantes barrenos.

Figura 3.128 Cuele de cuatro secciones

La distancia entre el barreno central de expansión y los barrenos de la primera sección, no deben exceder de 1.7D2 para obtener una salida y fragmentación satisfactorias de la roca (Langefors y Kilhströn, 1963). Las condiciones de fragmentación varían muchísimo dependiendo del tipo de explosivo, las características de la roca y la distancia entre el barreno cargado y el vacío B1

Cuele Coromant

Geometría figura 3.129.

Características:

Consiste en la perforación de dos barrenos secantes, (Ø: 57mm) en configuración de 8. Los barrenos restantes se perforan de acuerdo a la plantilla de diseño.

Figura 3.129 Cuele Coromant

Cuele Fagersta

Geometría figura 3.130.

Figura 3.130 Cuele Fagersta

Características:

Se diseña a partir de un barreno central de Ø: 64 ó 76 mm y el restante de barrenos se replantean con uso de la plantilla de diseño.

Cuele Cilíndrico en Espiral

Geometría figura 3.131.

Figura 3.131 Cuele cilíndrico en espiral

Características:

Consta de un barreno central vacío; Ø: 76 –200 mm; hacia el que rompen los restantes barrenos colocados en espiral.

Cuele y Contracuele de Doble Espiral

Geometría figura 3.132.

Figura 3.132 Cuele y contracuele de doble espiral

Características:

Consiste en un barreno central vacío, Ø: 76 – 200 mm, con los barrenos 1-2, 3-4 y 5-6 dispuestos en cada una de sus espirales respectivas.

Cuele Quemado

Geometría figura 3.133.

Figura 3.133 Cuele quemado

Características:

Todos los barrenos tienen el mismo diámetro, Ø: 64 a 76 mm, dejándose vacíos unos y cargados otros.

Cueles de Barrenos en Ángulo

Se emplean normalmente como alternativa para el empleo de barrenos paralelos, lográndose algunas ventajas tales como: menor consumo de explosivo; mejor aprovechamiento de la energía desencadenada en la voladura; y finalmente la posible recolocación en el frente con respecto a la heterogeneidad de materiales o a la presencia de discontinuidades o fracturas. Sin embargo se presentan algunas desventajas, siendo la principal que su avance depende de la altura y sección del túnel, implicando un grado mayor de complejidad en la perforación de los barrenos. Es por éstos motivos que cada día son menos utilizados. Dentro de ésta clasificación se encuentran los siguientes ejemplos:

Cuele en “V” o en Cuña

Geometría figura 3.134.

Características:

El ángulo de los barrenos del cuele que definen la cuña no debe ser inferior a 60º para no crear un problema de confinamiento de cargas explosivas. Su disposición puede ser tantos vertical como horizontal. Su uso es conveniente en rocas suaves e intermedias.

Figura 3.134 Cuele en cuña o “V” (disposición horizontal)

Cuele en abanico horizontal

Geometría figura 3.135.

Características:

Los barrenos se realizan desde sendos puntos de radiación, contenidos en un mismo plano horizontal.

Figura 3.135 Cuele en abanico horizontal

Cuele en abanico vertical

Geometría figura 3.136.

Figura 3.136 Cuele en abanico vertical

Características:

Los barrenos se ejecutan variando la inclinación del eje contenido en un plano vertical.

Cuele piramidal

Geometría figura 3.137.

Figura 3.137 Cuele piramidal

Características:

La inclinación de los barrenos se lleva a cabo desde dos planos ortogonales.

Cálculo de un Esquema de Perforación y Voladura

Los esquemas de voladura correspondiente a cualquier tipo de cuele se puede diseñar siguiendo los criterios mencionados para tal fin; Sin embargo resulta de gran ayuda práctica el seguir para cada nuevo caso una metodología de cálculo, teniendo en cuenta, obviamente, que no se puede, en la metodología, tener la totalidad de los detalles que corresponderían a cada caso particular de secciones posibles.

A manera de ilustración se considerará el caso de un cuele cilíndrico de cuatro secciones (cuele de tipo de barreno paralelo figura 3.128) como el que se ilustra a continuación en la figura 3.138

Figura 3.138 Cuele cilíndrico de cuatro secciones

Avance por Voladura

En un cuele de cuatro secciones, con un barreno central de diámetro “D2”, la longitud de los barrenos puede estimarse a partir de la expresión:

L = 0.15 + 34.1d2 – 34.4D2²

donde:

d2 = diámetro del barreno vacío (m)

Si se controla la desviación en la perforación de los barrenos para que esté por debajo del 2%, el avance medio “Am” se calcula mediante:

Am = 0.95L

Cuele

El tipo de cuele adoptado es de cuatro secciones (figura 3.128). Para obtener la fragmentación y salida de la roca requerida, según Langefors (1963), la distancia entre el barreno central de expansión y los barrenos de la primera sección no debe exceder de 1.7d2:

Cuando la desviación de la perforación supera el 1%, la piedra práctica puede calcularse a partir de la expresión:

B1 = 1.7D2 – Ep = 1.7d2 – (αL + e`)

donde:

Ep = Error de perforación (m)

α = Desviación angular

L = Profundidad de los barrenos (m)

e` = Error de emboquille (m)

En la práctica los errores en la perforación suelen ser despreciables y se trabaja con el valor:

B1 = 1.5d2

La concentración lineal de carga en el barreno puede estimarse a partir de la expresión:

q1 = 55d1[B/d2]1.5 . [B – d2/(-2)] . [C/0.4] . 1/PRPANFO

donde:

q1 = Concentración lineal de carga (Kg/m)

d1 = Diámetro de perforación (m)

d2 = Diámetro del barreno de expansión (m)

B = Valor de la piedra (m)

C = Constante de la roca

PRPANFO = Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.

Para dimensionar las secciones siguientes, se considera que ya existen unos huecos de ancho “Ah” y que se conocen las concentraciones lineales de carga “q1” (figura 3.139).

El valor de la piedra se calcula a partir de la expresión:

Que debe modificarse por el error de perforación de los barrenos “Ep”.

Figura 3.139 Modificación del valor de la piedra por un error de perforación

El valor real de la piedra sería:

B2 = B . Ep

Deben cumplirse las siguientes desigualdades:

B2 ≤ 2 Ah, para que no se produzca una deformación plástica;

B2 > ½ Ah ; para que el ángulo de apertura del barreno sea menor a 90º y el cuele sea de cuatro secciones.

También puede seguirse a Gustafsson (1973) que sugiere que en estos casos la piedra sea calculada mediante la expresión:

B2 = 0.7B

Contracuele

El cálculo del resto de las secciones que componen el contracuele se realiza de forma análoga.

Longitud de Retacado de los Barrenos del Cuele y Contracuele

La longitud del retacado se estima mediante la expresión:

T = 10d1

donde:

d1 es el diámetro de perforación expresado en metros

Barrenos de Zapateras

El valor de la piedra de los barrenos de zapatera puede calcularse con la misma expresión de las voladuras en banco, considerando como altura del mismo, el avance de la voladura, así:

Donde:

f coeficiente de fijación ≅ 1.45

S/B Relación entre el espaciamiento y la piedra (valor usual S/B = 1)

c* constante de la roca en donde:

si B > 1.4m ⇒ c* = c + 0.05

si B < 1.4m ⇒ c* = c + 0.07/B

D Diámetro de perforación del barreno

de Densidad de carga (Kg/dm3)

PRP Potencia relativa en peso del explosivo

La piedra debe cumplir la condición

Y el número de barrenos se determina con el valor entero de la expresión:

Figura 3.140 Parámetros at , L y B

donde:

Ancho del túnel (m), figura 3.140.

Longitud de perforación de los barrenos (m)

Inclinación que se debe dar a la perforación para conseguir el emboquille deseado

Piedra práctica

El espaciamiento práctico para los barrenos del rincón será:

La piedra práctica Bz se obtiene a partir de la expresión:

Las longitudes de la carga de fondo lf y de columna lc se pueden estimar con las expresiones:

Las concentraciones de la carga de fondo y de columna suelen dimensionarse iguales

La longitud del retacado de los barrenos debe ser:

Barrenos de Destroza

El valor de la piedra puede estimarse mediante la expresión:

Donde:

f coeficiente de fijación, que suele tomarse.

1.45 para salida de barrenos hacia arriba y horizontalmente

1.20 para salida de barrenos hacia abajo

S/B relación entre el espaciamiento y la piedra. Para barrenos de destroza S/B = 1.25

C* Constante de la roca donde:

Si B > 1.4m → C* = C + 0.05

Si B < 1.4m → C* = C + 0.07/B

D Diámetro de la perforación del barreno

Densidad de carga (kg/dm3)

PRP Potencia relativa en peso del explosivo

La concentración de la carga de columna, puede estimarse en el 50% de la carga de fondo

La longitud de retacado de los barrenos:

Barrenos de Contorno

Sin realizar un precorte o recorte:

El valor de la piedra se estima por la misma expresión de los casos anteriores:

Donde:

f = coeficiente de fijación; normalmente = 1.2

S/B = Relación entre el espaciamiento y la piedra = 1.25

C* = Constante de la roca:

Si B > 1.4m → C* = C +0.05

Si B < 1.4m → C* = C + 0.07/B

D = Diámetro de perforación del barreno

= Densidad de carga (Kg/dm3)

PRP = Potencia relativa en peso del explosivo

La concentración de la carga de columna puede estimarse en el 50% de la carga de fondo:

Con precorte o recorte:

La relación entre el espaciamiento y la piedra S/B debe estar próximo a 0.8.

La concentración lineal de carga mínima se ajusta por una relación del tipo:

en donde, según ensayos experimentales:

siendo:

Db Diámetro del barreno en mm

qL Concentración lineal de carga (Kg/cm)

Comprobación del Esquema

Es aconsejable la comprobación de los cálculos realizados con los gráficos existentes, elaborados con casos similares de barrenos paralelos, los cuales se ilustran en las gráficas siguientes: (figura 3.141, 3.142, 3.143).

Figura 3.141 Número de barrenos por voladura en función del área

Figura 3.142 Perforación específica en función del área del túnel y del diámetro de perforación

Figura 3.143 Consumo específico en función del área del túnel y diámetro

Es claro que esta comprobación debe tomarse a manera de orientación dadas las muchas variables que influyen en los resultados de una excavación y voladura de esta clase.

La mejor comprobación posible es la retroalimentación, una vez practicada la voladura, valorando los resultados alcanzados y su desviación respecto a los previstos. Las modificaciones a que hubiera lugar después de evaluar la primera voladura se deberán introducir en las siguientes, sobre las cuales se evalúan nuevamente los resultados obtenidos provocando un nuevo ciclo de retroalimentación el cual se debe hacer sistemática e iterativamente hasta conseguir los resultados óptimos pretendidos.

PRINCIPIOS Y PARÁMETROS DE LAS VOLADURAS CONTROLADAS

Una carga que llena completamente un barreno crea, durante la detonación del explosivo y en la proximidad de la carga, una zona en la que la resistencia dinámica a la compresión es ampliamente superada y la roca es triturada y pulverizada. Fuera de esa zona de tracción, asociados a la onda de compresión generan un esquema de grietas radiales alrededor de todo el barreno.

Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, esas grietas radiales tienden a propagarse por igual en todas las direcciones hasta que, por colisión de las dos ondas de choque en el punto medio de barrenos, se producen unos esfuerzos de tracción complementarios y perpendiculares al plano axial. Las tracciones en dicho plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo, en la dirección del corte proyectado, la propagación de las grietas radiales (ver figura 3.145).

Figura 3.145 Estado de tensiones generado por la superposición de las ondas de choque producidas por el disparo simultáneo de dos cargas

Posteriormente, la extensión de las grietas se produce bajo la acción de cuña de los gases de explosión que las invaden y se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de los gases, permiten obtener un plano de fractura de acuerdo con el corte diseñado.

Al igual que en las voladuras de banco y en canteras, en las voladuras de contorno existen parámetros que cobran especial importancia para el éxito de las mismas. A continuación se verá una breve explicación de las más importantes y sobre las cuales se tiene el control.

Propiedades de las Rocas y de los Macizos Rocosos

Como ya se menciono las propiedades de los macizos rocosos cobran vital importancia en el diseño y en los mismos resultados de las voladuras controladas de contorno. Dentro de éstas las más relevantes son:

La resistencia dinámica a la compresión y a la tracción.

Nivel de alteración de la roca.

Grado de fracturación, espaciamiento de discontinuidades, orientación de las fracturas y relleno de las mismas.

Tensiones residuales del macizo rocoso.

Igualmente existen algunos aspectos prácticos que se deben tener en cuenta:

En las formaciones masivas homogéneas, los resultados de la voladura de contorno llegan a ser espectaculares. Por el contrario, en macizos fracturados se observa que el agrietamiento inducido al superar la resistencia dinámica a tracción de la roca presenta un porcentaje mínimo en la sobreexcavación, si se compara con los daños producidos por la acción de cuña de los gases.

Si los barrenos cortan algún sistema de discontinuidades y las tensiones inducidas no son suficientes para conformar una distribución de grietas radiales, la superficie de rotura estará marcadamente influenciada por las fisuras naturales y, habrá mayor probabilidad de sobreexcavación.

En este caso es recomendado aumentar ligeramente la concentración de carga para generar un conjunto de pequeñas grietas radiales y conseguir, con alguna de éstas, orientar el plano de corte. Si las discontinuidades naturales interceptan longitudinalmente a las cañas de los barrenos, esa modificación será infructuosa.

Si las discontinuidades del macizo rocoso se presentan cerradas o con material de relleno, el sobrerrompimiento producido es generalmente menor.

La distribución espacial de las fisuras tiene un gran peso en la sobreexcavación, especialmente cuando la distancia media entre discontinuidades es menor que el espaciamiento entre barrenos y/o longitud de retacado. En este caso, se recomienda cerrar el esquema con el fin de reducir el efecto del control estructural.

Según la orientación del corte proyectado, con respecto a las discontinuidades estructurales predominantes, pueden diferenciarse los casos que se presentan en la figura 3.146.

En formaciones estratificadas, en las que la dirección de los planos de discontinuidad coinciden con la traza del talud proyectado, puede producirse una sobreexcavación por deslizamientos planos si la inclinación de los estratos varía entre 25º y 65º y por fenómenos de vuelco o “toppling” si varía entre 85º y 110º. Cuando las juntas son paralelas al plano del talud, puede obtenerse un frente sano con relativa facilidad, (figura 3.147).

Figura 3.146 Influencia de las discontinuidades en el plano de corte

Figura 3.147 Discontinuidades con rumbo paralelo al plano de excavación

La presencia de agua en los barrenos, puede reducir la eficiencia del desacoplamiento de las cargas al transmitir un mayor esfuerzo de tensión a la roca circundante.

Las coqueras u oquedades del terreno intersectadas por los taladros provocan una caída de la presión del barreno que puede repercutir en el éxito de la excavación. En tales circunstancias, se recomienda rellenar con material granular los huecos e incluso aumentar ligeramente la densidad de carga.

Las tensiones in situ del macizo rocoso en el que se desea ejecutar la voladura de contorno pueden llegar a hacer impracticable el precorte, ya que se precisaría una presión de barreno muy elevada para superar tales tensiones. Una solución consiste en la ejecución de un recorte, una vez realizada parte de la excavación que sirve para descomprimir y liberar de tensiones al macizo rocoso, (figura 3.148).

El ángulo formado por la dirección de propagación de las ondas con respecto a la estratificación influye en las leyes de propagación de las vibraciones generadas en las voladuras y transmitidas a través del macizo rocoso, (figura 3.149).

Figura 3.148 Eliminación de tensiones mediante una excavación piloto y realización parcial de un recorte

Figura 3.149 Influencia de los ángulos formados por la estratificación sobre las leyes de propagación de las vibraciones

Propiedades del Explosivo

La principal propiedad o variable que se debe tener en cuenta es la presión de barreno, PB, que es la presión ejercida en la expansión de los gases de detonación, pues ésta es proporcional a las tensiones que se inducen en el macizo rocoso, las cuales deben ser las adecuadas para no ocasionar las sobreexcavaciones ni un exceso en la intensidad de las vibraciones.

La presión de barreno puede calcularse para cargas acopladas a partir de la ecuación:

Donde:

PB Presión de barreno

ρe Densidad del explosivo (g/cm3)

VD Velocidad de detonación (m/s)

Si la selección del explosivo no es suficiente para adecuarse a las condiciones del macizo, se tienen algunos recursos adicionales con el fin de reducir la presión del barreno:

Bajar la densidad del explosivo mediante la adición de materiales inertes al explosivo tales como, aserrín, poliestireno expandido, espuma, etc. Esta acción tiene un doble efecto pues al ésta disminuir también disminuye la velocidad de detonación.

Otra alternativa para disminuir la presión del barreno es disminuir el diámetro del barreno por debajo del diámetro crítico del explosivo lo que ocasiona una caída drástica en la velocidad de detonación y por consiguiente de la presión.

Se practica también el interponer un volumen de aire entre la carga y la pared del barreno de tal forma que produzca un efecto de colchón sobre la presión del barreno. Lo anterior se logra dejando un hueco anular sin carga dentro del barreno en combinación con un espaciamiento mayor de los cartuchos en el barreno.

Explosivos Utilizados en Voladuras Controladas

En consecuencia con lo anterior, no todos los explosivos tienen un comportamiento adecuado en este tipo de voladuras por consiguiente a continuación se describen las ventajas de algunos de éstos en las voladuras controladas.

Cargas Convencionales

Las primeras cargas utilizadas en voladuras de contorno consistían en cartuchos de dinamita adosados a un cordón detonante, espaciados entres si hasta conseguir la densidad de carga adecuada.

Actualmente varias empresas han desarrollado y comercializado diferentes accesorios, como los tubos omega, que facilitan la distribución de las cargas.

Cartuchos Especiales

Los fabricantes de explosivos han sacado al mercado diferentes diseños especiales de cartuchos para facilitar y agilizar la carga de los barrenos. En algunos países se encuentran explosivos de baja densidad encartuchados en tubos largos de reducido diámetro que pueden acoplarse por sus extremos, lo que permite al artillero formar con rapidez columnas de carga continuas de la longitud deseada.

Figura 3.150

En el extremo inferior de la columna se colocan varios cartuchos de fondo y, en ocasiones, toda la carga se rodea con un cordón detonante que se desarrolla en espiral.

Cordón Detonante

De aparición resiente y como alternativa a los cartuchos especiales se han venido desarrollando cordones detonantes de alto gramaje, con los que se pretende conseguir una mejor distribución de la energía, al ser columnas continuas y facilitar la carga de las voladuras; en el fondo se deben colocar unos cartuchos de goma o hidrogel.

Estos cordones se han utilizado en trabajos de demoliciones y arranque de rocas ornamentales donde se requieren cortes precisos y limpios al igual que en excavaciones controladas con diámetros de perforación de hasta 76 y 89mm.

Mezclas Diluidas y de Baja Densidad Tipo ANFO

En las voladuras de contorno de gran diámetro el desacoplamiento del ANFO a granel se consigue de forma muy efectiva con tubos o cartuchos de plástico, pero es un método costoso y dispendioso; en otras ocasiones se emplean los espaciadores de madera como el mostrado en la figura 3.151.

Figura 3.151 Espaciador de madera para cargas de explosivo en barrenos de gran diámetro

Sin embargo la metodología más empleada actualmente consiste en reducir la energía desarrollada por el ANFO hasta alcanzar la equivalente a una carga desacoplada. A continuación se describen tres metodologías para lograr esta reducción:(Itge, 1994,p.358).

El primero, consiste en diluir el explosivo con cloruro de sodio hasta un máximo del 20%. La sal tiene dos funciones: una como diluyente físico de la densidad de energía y dos como refrigerante del explosivo, con lo que se reduce la velocidad de detonación y el calor de explosión. Con mayores diluciones al 20% se pueden inducir fallos, ya que se incrementa el diámetro crítico y reduce la sensibilidad a la iniciación. Adicionalmente, aunque la sal no reacciona químicamente con el ANFO en la detonación, puede tener un efecto refrigerante excesivo dando lugar a combustiones incompletas y con humos tóxicos.

El segundo, menos usado, no reduce la densidad sino que se basa en reducir el contenido de combustible líquido por debajo de un 6%. De ésta manera mientras que un ANFO de 94/6 desarrolla una energía de 3780 J/g, otro ANFO con el 98,5/1,5 sólo desarrolla 2293 J/g.

El tercero, más popular, consiste en una mezcla de ANFO y bolas de poliestireno expandido de 0.5 a 3mm, denominado ANFOPS. Este diluyente con una densidad de 0.03kg/dm3 presenta unas características insuperables, con procesos de detonación fiables en barrenos de gran diámetro hasta con mezclas con un contenido en volumen del 80% de poliestireno. Con estos compuestos explosivos se consiguen concentraciones de energía y densidades por metro de hasta el 10% de las que corresponden al ANFO puro. De esta manera, para una mezcla de ANFOPS con una proporción volumétrica de 1:3 se obtiene una densidad de 0.2 t/m3, que para un barreno de 310mm, da una presión doce veces menor que el ANFO, (figura 3.152). Tanto la menor intensidad de la onda de choque como el menor volumen de gases ayudan a minimizar la sobreexcavación en las voladuras de contorno.

Precisión de la Perforación

Esta variable cobra especial relevancia en las voladuras de contorno, más que en otro tipo de voladura, pues resulta obvio que los barrenos deben encontrarse en el plano o superficie que se desea lograr, además de mantenerse paralelos en la distancia que se ha determinado mediante los cálculos correspondientes.

Figura 3.152 Variación de la presión del barreno para distintas mezclas de ANFO de baja densidad

Una mala barrenación se puede inducir por los siguientes factores que asocian cada uno su dificultad:

Mal replanteo de los barrenos. Esta operación debe realizarse siempre por personal cualificado y nunca por los perforadores o personal no capacitado.

Instalación incorrecta de la perforadora o brazo del jumbo; se soluciona muy frecuentemente con un piso firme y nivelado, muchas veces hormigonado

Alineación incorrecta de la deslizadera de la perforadora cuando se perfora con inclinación; se suelen emplear sistema de control automático de dirección.

Emboquille defectuoso de los barrenos.

Condiciones geológicas desfavorables: esquistosidad, fracturas, coqueras y rocas alteradas o meteorizadas.

Técnicas propias de perforación:

Influencia del diámetro de perforación y del varillaje, aumentando la desviación con la disminución de éstos.

Empleo de estabilizadores, especialmente en terrenos fracturados y con coqueras.

Control de la velocidad de rotación, a expensas de tener una disminución de la velocidad de penetración.

Influencia del tipo de boca de perforación

Calidad del varillaje utilizado.

Se debe, una vez finalizada la perforación, verificar la desviación de los barrenos.

Geometría de la Voladura en Voladuras de Precorte y Recorte

Los siguientes son los parámetros geométricos más relevantes de las voladuras corte y precorte.

Diámetro de Perforación

En obras subterráneas y túneles los diámetros utilizados con mayor frecuencia varían entre 32 y 65 mm, aunque existen algunas experiencias positivas con diámetros hasta de 75mm. En minería subterránea y dependiendo del método de explotación, los diámetros varían entre 50 y 65 mm. 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 su longitud y el diámetro.

Anteriormente, en voladuras de contorno a cielo abierto se utilizaban diámetros en el rango de 35 a 75 mm. Estos diámetros siguen siendo vigentes en obras civiles y en pequeñas explotaciones, sin embargo, en minas de gran tamaño se emplean cada vez diámetros mayores, llegando a valores próximos a los 310mm, es decir, el equivalente a 12¼”, motivado siempre por razones de tipo económico y de disponibilidad de maquinaria, aún sacrificando un poco los resultados técnicos y estéticos.

No hay que olvidar, sin embargo, que en trabajos subterráneos un aumento en el diámetro de perforación trae como consecuencia inmediata una elevación de los costes de sostenimiento de la roca por tanto es obligatorio encontrar la combinación diámetro-carga del barreno que proporcione un coste de excavación y sostenimiento mínimo.

Espaciamiento y Profundidad

El espaciamiento entre barrenos de una voladura de contorno depende del tipo de roca y del diámetro de perforación, y aumenta conforme lo hace en el mismo sentido este parámetro. En voladuras de precorte se trabaja con una relación, espaciamiento/diámetro, “S/D” que varía entre 8 y 12, con un valor medio de 10. En voladuras de recorte se cumplen unas relaciones “S/D” entre 13 y 16, con 15 como valor medio, figura 3.153.

Fuente: ITGE, 1994Figura 3.153 Valores recomendados del espaciamiento en función

del diámetro de perforación para precorte y recorte

Una aproximación empírica que relaciona la dimensión del espaciamiento con las características del explosivo, con o sin desacoplamiento, y las propiedades dinámicas de las rocas en las voladuras de precorte, es la sugerida por Calder y Jackson (1981), (Itge, 1994,p.360), igualando la resistencia a tracción de la roca a través del plano de corte con la presión ejercida por los gases en las cañas de los barrenos, suponiendo que éstos actúan en un área equivalente al diámetro de dichos barrenos.

Donde:

S = Espaciamiento entre barrenos

D = Diámetro del barreno

PBe = Presión efectiva del barreno

RT = Resistencia a tracción

Si las tensiones in situ son altas, la ecuación anterior puede modificarse añadiendo las tensiones normales que actúan sobre el plano de precorte:

En las voladuras de recorte, la relación entre piedra y el espaciamiento debe ser:

Figura 3.154 Voladura de precorte

En lo que se refiere al límite de profundidad en una voladura de precorte, teóricamente no existe; pero los problemas derivados de la falta de paralelismo de los barrenos son los que constituyen la verdadera limitación. Por ejemplo, para barrenos inclinados, de 32 a 65 mm de diámetro, el límite suele estar entre los 15 y 20 m.

En determinadas condiciones, los resultados de las voladuras de contorno pueden mejorarse con los barrenos guía, o vacíos, situados entre barrenos cargados en el propio plano proyectado de corte. En rocas competentes, la carga de todos los barrenos es generalmente más efectiva que la carga alterna de

éstos, debido a que en este segundo diseño el espaciamiento debe reducirse significativamente y, por lo tanto, aumentar la perforación por unidad de superficie creada.

Densidad Lineal de Carga

Para determinar la densidad lineal de carga de explosivo se debe tener en cuenta lo siguiente:

Producir una presión de barreno inferior a la resistencia dinámica a la compresión de la roca.

Controlar el nivel de vibración generado en la voladura que induce unas tensiones en la roca susceptibles de producir roturas en la misma.

Los daños aparecerán para un nivel crítico de velocidad de partícula. Para rocas competentes como, por ejemplo los granitos, si no se dispone de la ley de propagación, puede emplearse la siguiente ecuación (Itge,1994, p361):

Para resolver el problema del corte de la roca a la cota o profundidad deseada, la concentración de carga en el fondo del barreno debe ser el doble de la normal en una longitud igual a S/2. Concentraciones de carga mayores provocarían agrietamientos y sobreexcavaciones en le fondo de la superficie. Para el cálculo aproximado y rápido de la cantidad de explosivo necesario para diseñar una voladura de contorno pueden emplearse las siguientes expresiones (Ibid, p.361):

a.

b.

Las anteriores expresiones se deducen como valores medios para explosivos con una densidad de 1.2 g/cm3 y rocas con características igualmente medias, ver figura 3.155.

Figura 3.155 Relación entre la carga lineal de explosivo y los diámetros de perforación en voladuras de precorte y recorte (Mellor)

Recorte con Cordón Detonante

Frecuentemente, para evitar la sobreexcavación cuando por condiciones geológicas se deben perforar muy próximos los barrenos o para efectuar demoliciones de estructuras en hormigón se suele reemplazar las cargas por cordón detonante.

En estos casos se perforan los barrenos con mayores diámetros que los que se emplean normalmente pero con espaciamientos menores.

El desacoplamiento adicional, normalmente, no deteriora la formación rocosa, pero las expresiones de cálculo de las cargas en función del diámetro no pueden emplearse, pues resultan valores demasiado grandes para los espaciamientos utilizados.

La nueva fórmula para calcular la densidad de carga en función de un espaciamiento predeterminado es:

Donde:

q1 = Densidad lineal de carga (g/m)

S = Espaciamiento (m)

A manera de ilustración se puede presentar el siguiente ejemplo:

¿Cuál es la densidad lineal de carga en una voladura de recorte perforada con barrenos de 50mm espaciados 40cm?

Retacado

Existe alguna diferencia entre autores respecto a esta variable. Algunos opinan disminuir el retacado conforme aumenta la resistencia de la roca mientras otros sostienen lo contrario, siendo esta última consecuente con la lógica presentada a lo largo de éste manual.

En rocas competentes, la longitud de retacado oscila entre 6 y 10 veces el diámetro y se realizará con el propio detrito dentro de la perforación, ayudándose con un tapón de papel o algodón en la base del mismo según el diámetro del barreno

En rocas estratificadas y fracturadas se recomienda rellenar, el espacio anular entre la carga de explosivo y la caña del barreno, con material fino, con el fin de minimizar la sobreexcavación originada por el efecto de cuña y apertura de los gases de explosión.

En formaciones rocosas que se encuentran muy alteradas, algunas veces resulta conveniente reducir al mínimo el retacado o sencillamente suprimirlo, con el objeto de permitir un escape rápido de los gases preservando así la movilización de la roca alterada; con éste método la carga debe prolongarse hasta el emboquille de los barrenos.

Se debe tener cuidado en este último procedimiento con las sobrepresiones de aire y los daños por proyecciones generadas por la liberación pronta y a altas presiones de los gases.

Tiempos de Recargo y Secuencias de Iniciación

Como ya se había mencionado, la aparición de una grieta a lo largo de una fila de barrenos está basada en el efecto casi simultáneo de las respectivas ondas de choque, por lo mismo los mejores resultados se obtienen cuando se conectan todos los barrenos a la misma línea de cordón detonante o cuando se energizan con detonadores del mismo número.

Cuando por efectos de vibraciones debe reducirse la cantidad de explosivo detonada por unidad de tiempo, se pueden intercalar relés de microrretardo entre distintos grupos de barrenos o iniciar cada grupo con un detonador de microrretardo de distinto número.

A cielo abierto, el avance espacial del precorte debe ser aproximadamente de dos veces el espaciamiento o la piedra y en profundidad puede alcanzar dos o más bancos, dependiendo de los cambios litológicos y estructuras del macizo y calidad de la perforación

Las voladuras de precorte deben dispararse bajo unas condiciones mínimas de piedra, que son de unos 12 m para barrenos de 50mm y 20m para barrenos de 310mm de diámetro, con el ánimo de conseguir estados tensionantes y de confinamiento óptimos.

Cuando la voladura de destroza se dispara con la de precorte, ésta última debe adelantarse al menos de 90 a 120 ms, con el fin de que la fractura se desarrolle totalmente antes de la salida de la fila frontal de la voladura de producción.

La Voladura de Destroza y la Protección de la Voladura de Precorte

Con el objeto de no dañar el plano de precorte con la voladura de destroza, ésta se debe diseñar como una voladura amortiguada. Estas voladuras se caracterizan porque en la fila de barrenos más próxima al precorte se reduce el consumo específico a casi la mitad del utilizado en una fila de producción, y la piedra y el espaciamiento disminuyen de 0.5 a 0.8 veces las nominales de la fila adyacente.

La distancia entre el plano de precorte y la fila amortiguada no puede ser muy pequeña pues la onda de choque causaría sobre excavación en el frente proyectado, y tampoco puede ser demasiado grande ya que se generarían repiés voluminosos que demandarían una nueva voladura adicionado a una reducción en el rendimiento del equipo de carga y retiro.

La distancia entre el precorte y la última fila varía entre 0.33 y 0.5 veces la piedra nominal de la voladura de producción. En los barrenos de las filas que se encuentran sobre bermas proyectadas se reducirá o eliminará la sobreperforación con el fin de evitar los daños en la cabeza del banco inferior.

El número máximo de filas que se recomienda disparar normalmente es de 3, ver figura 3.156.

Figura 3.156

En la configuración de la carga en la fila amortiguada se siguen dos tendencias: la primera consistente en desacoplar el explosivo de forma similar a la fila de precorte, y la segunda, en la que se intenta que el explosivo trabaje como una carga esférica, calculando la distancia desde el centro de gravedad de la carga hasta el emboquille del barreno utilizando la fórmula de Livingston:

Donde:

Q = Carga de explosivo

Et = Factor de Energía tensión; Para las cargas de la fila amortiguada se recomienda entre 1,2 y 2m/kg1/3 según sean rocas masivas frágiles o rocas blandas. La relación “longitud/diámetro” de la carga, para logra que ésta trabaje como esférica, debe estar entre 6 y 8.

La secuencia de iniciación de la voladura de destroza debe establecerse de modo que la última fila encuentre unas mínimas condiciones de confinamiento para que pueda salir con facilidad y sin dañar el precorte.

En voladuras de recorte, se debe controlar igualmente la densidad de carga de los barrenos de las filas próximas a la del recorte.

SANEO DEL CONTORNO DE LA EXCAVACIÓN Y SU SOSTENIMIENTO

Las potenciales inestabilidades de la roca y el consiguiente riesgo de desprendimientos, sigue siendo uno de los mayores problemas que se plantean en la actualidad.

Aparentemente, la mejor y más eficaz de las formas de conseguir un buen sostenimiento de la roca, es a través del uso de las técnicas de voladuras de contorno, pretendiendo afectar lo menos posible la estructura remanente de la roca.

En los numerales siguientes se describen de una forma breve, algunos aspectos de actuación concernientes a la seguridad de la excavación en túneles y galerías.

Saneo de la Roca

El saneo de la roca suelta, merece cierto cuidado, antes de reforzar la roca circundante. Un trabajo de saneo eficaz no sólo mejorará el nivel de seguridad de las personas, sino que también reducirá la cantidad necesaria de bulones u otras medidas de sostenimiento.

El saneo de la roca puede realizarse de manera manual o mecaniza, siendo esta última, mas eficiente y segura. Las siguientes son algunas de las ventajas que se han logrado:

Mejora de las condiciones para la perforación y voladura de contorno del siguiente ciclo.

Disminución de la necesidad global de sanear y la de llevar a cabo otras medidas de sostenimiento y refuerzo de la roca de mayor envergadura y costo.

El trabajo mecanizado de saneo repercute en una menor cantidad de roturas o averías de los equipos de perforación, producidas por el desplome repentino de roca sobre los brazos, las deslizaderas y otras partes del equipo de perforación.

La operación mecanizada de saneo permite al operario trabajar a una distancia segura de la zona de riesgo, al contar con la protección adicional de un techo de seguridad o una cabina debidamente acondicionada.

Un equipo de saneo mecanizado comprende: un martillo hidráulico montado en un brazo y bastidor ligero, sobre un vehículo tipo retrocargadora que suele llevar una preinstalación hidráulica para el montaje del martillo.

Bulonaje de la Roca

Aseguramiento de la roca remanente mediante el uso de elementos de fijación similares a un perno. Los principales factores a considerar durante el diseño de un sistema de sostenimiento de la roca son:

La roca circundante no debe sufrir daños derivados de la técnica de excavación empleada.

La superficie de la roca ha de ser saneada con garantías de seguridad.

El tiempo que transcurre entre la voladura y el sostenimiento, si éste se necesita, debe reducirse al mínimo. Tan pronto haya finalizado la voladura, debe instalarse el primer sostenimiento, en la primera oportunidad posible, para mantener el bloque suelto en su posición original, es decir, con bulones de acción rápida.

Después de un periodo de tiempo, debe instalarse el sostenimiento permanente, de acuerdo con las condiciones y circunstancias prácticas y mecánicas existentes. En la mayoría de los casos se practica la combinación de bulones y gunitado, revestimiento, para obtener el refuerzo necesario.

En el diseño de un sistema de sostenimiento bulonado, el objetivo principal es ayudar a la masa de la roca a soportarse a si misma, con bulones que formen parte de dicha masa y otros sistemas de soporte, como, por ejemplo, la cerchas.

Los bulones refuerzan la resistencia intrínseca de la masa de la roca y los sistemas de cercha o gunitado, aminoran los movimientos de la superficie de la roca. Ambos sistemas son compatibles y pueden usarse como entibación tanto temporal como permanente.

La gama de aplicación de los bulones se ha visto incrementada en los últimos años, como resultado de importantes avances en el campo de la mecánica de rocas y como alternativa a otras formas de sostenimiento más tradicionales.

Gunitado de la Roca

El gunitado es un método de sostenimiento de la roca utilizado desde hace más de medio siglo. Durante la década de los cincuenta, aumentó el uso del gunitado como método de refuerzo de la roca, paralelamente con la creación de métodos y equipos robotizados. Las fases del desarrollo, en orden cronológico fueron:

a. Hormigón sin refuerzo

b. Entibación del techo y aplicación de un gunitado fuertemente reforzado.

c. Gunitado reforzado con fibra de acero.

La posibilidad de aplicación inmediata de un gunitado, una vez efectuada la excavación quizá constituya su ventaja más importante, además de complementarse con otros sistemas de sostenimiento, como suelen ser los de bulonaje en sus diferentes modalidades y los cuadros metálicos.

La mecanización de los trabajos junto a unos eficaces métodos de sostenimiento de la roca y varios sistemas de control fiables, de tensiones y deformaciones, están permitiendo llevar a cabo excavaciones de gran envergadura. Contribuyendo esto, a su vez, a lograr unos menores tiempos de paralización de las máquinas, y a obtener, una mejor utilización de los equipos mecanizados.

SECUENCIA DE ENCENDIDO

En una voladura de barrenos paralelos, la roca fragmentada por las primeras detonaciones debe desplazarse hacia el pequeño hueco creado, con el tiempo suficiente para la expulsión de los trozos, figura 3.144.

Figura 3.144 Esquema de tiro - Cuele quemado

Normalmente, en barrenos de longitud superior a los 3m (avances > 3m) para conseguir este objetivo se requiere un intervalo de tiempo superior a los 100ms; esto implica que el tiempo de retardo entre barrenos consecutivos del cuele debe superar los 100ms.

En los diseños de éstas secuencias se recurre, generalmente a la colocación de dos tipos de detonadores: microrretardo y retardo, adoptando la numeración universal para los correspondientes al cuele y contracuele, y la numeración en números romanos para las zonas restantes de la sección. En secciones de túneles consideradas como medias y grandes, no es posible el empleo de secuencias de encendido en tiempos mayores de 100ms, si se requiere sacar de una vez la voladura, debido al número de detonadores disponibles. En esta situación se requiere crear otra secuencia.

En al práctica, las voladuras han demostrado los siguientes resultados (Tabla 3.24). En cuanto a desplazamientos de material, número de bolos y porcentaje de avance.

Fuente: ITGE, 1994Tabla 3.24 Resultados de voladuras

SISTEMAS DE INICIACIÓN DE EXPLOSIVOS

Anteriormente se empleaba, únicamente, para la energetización de los detonadores, llamados ordinarios, la mecha lenta, lo que implicaba un alto riesgo de accidente para los operarios o artilleros además de una falta de control de los tiempos de salida con repercusiones negativas en el rendimiento de las voladuras y en las alteraciones a que pudieran dar lugar éstas.

A partir de aquí, la evolución de los accesorios y sistemas de iniciación ha ido, por lógicas razones, de la mano de la misma evolución de los explosivos, los cuales le han impuesto metas y retos tales como: el inicio de los explosivos de última generación, cada vez más insensibles a estímulos externos, el control de los tiempos de iniciación para lograr mejores resultados de fragmentación, la reducción de niveles de vibraciones, ondas aéreas y proyecciones producidas en las voladuras, la facilidad en el cebado puntual, bien en fondo o en cabeza del barreno, o bien el cebado lineal de la columna de explosivo y, finalmente, el proporcionar mayor rapidez y flexibilidad a las operaciones de arranque del explosivo sin detrimento de la seguridad para el personal o las instalaciones próximas.

Existen tres modalidades de iniciación de las cargas explosivas, cuales son: por quema, mediante cordón detonante y por electricidad. Normalmente se habla de sistemas no eléctricos para agrupar los dos primeros métodos y de sistema eléctrico para el tercero, siendo ésta la manera como se desarrollara el tema en el numeral siguiente.

Sin embargo, también se conocen como fundamentales la modalidad por quema y la modalidad eléctrica, puesto que cada una de ellas tiene aplicación independiente, mientras que la explosión con cordón detonante se realiza en asocio con cualquiera de éstas otras dos, llamadas fundamentales, la cual puede considerarse como una forma de explosión mediante detonador intermedio. Existe una variedad de iniciación, llamada electro-quema, de gran aplicación en voladuras subterráneas, en la que la detonación de las cargas se realiza por explosión de la cápsula detonadora y el encendido de la mecha de quema por corriente eléctrica que enciende la pólvora de la mecha.

Para cada una de las modalidades de iniciación se usan los medios correspondientes: Para quema se emplean: cápsula detonadora, mecha de quema y los medios para encenderla. Para explosión eléctrica: detonadores eléctricos, conductores de corriente eléctrica, fuentes de corriente y aparatos de medición y verificación. Y para explosión con mecha detonadora la misma mecha detonadora, detonadores y mecha de quema o encendedores eléctricos.

Los tres métodos tienen sistemas independientes de cebado, sin embargo, pueden ser usados simultáneamente en un sistema de doble disparo.

Este sistema de doble disparo es utilizado frecuentemente en demoliciones con el ánimo de garantizar el éxito de la voladura; logrando así minimizar también el riesgo en el que se incurre al tener que revisar una voladura fallida, estos es cuando después de activar los correspondientes sistemas de iniciación la voladura no se produce. El sistema se basa en la implementación de dos sistemas de iniciación simultáneos pero independientes, los cuales pueden ser dos circuitos eléctricos, dos circuitos ineléctricos o un sistema mixto conformado por un circuito eléctrico y el otro ineléctrico.

Por cualquiera de los tres métodos pueden hacerse explotar una o varias cargas por la influencia de la detonación del cebo, lo que técnicamente se denomina “explosión por simpatía”. La selección del medio depende de las situaciones propias de cada voladura y de los recursos de los que se disponga.

Sistemas No Eléctricos de Iniciación

Consiste, como ya se dijo y como su nombre lo indica, en el empleo de cebos cuya ignición no depende de sistemas eléctricos. La llama de ignición se transporta a través de un medio en un régimen continuo,

para el disparo directo de un detonador y luego la carga explosiva. Este medio generalmente es una mecha de seguridad formada por un tren de pólvora negra de nitrato de potasio, fuertemente protegida, con una envoltura contra la abrasión y la penetración de agua formada por cintas, textiles y materiales impermeables.

Éste sistema es de amplia aplicación en voladuras en minas con ambientes no peligrosos por presencia de gases y/o polvo y en los trabajos a cielo abierto.

Una de sus ventajas es la sencillez de su procedimiento pero presenta inconvenientes tales como el número pequeño de cargas que se puedan disparar a un tiempo, el hecho de que el encendido de la mecha ocurra directamente en el lugar de la voladura y la imposibilidad de verificar, con algún instrumento extra, la calidad de la preparación de la voladura. Otro inconveniente son los gases emanados durante la quema de la mecha.

Mecha lenta y detonador

Es el proceso de iniciación de cargas explosivas más antiguo que existe, ya por si sola o en asocio con los conocidos detonadores ordinarios. La explosión de las cargas por quema se realiza con cebos, constituidos por un cartucho común de explosivo en el que se ha introducido un detonador con mecha de quema. Este dispositivo, el detonador unido a la mecha de quema, se conoce en algunas partes como tubo detonador.

De esta manera, para la explosión por quema se usan las cápsulas detonadoras, las mechas de quema, que pueden ser rápidas o lentas, y los medios para su encendido. En calidad de instrumentos se usa: una navaja plegable para cortar la mecha; una varilla de madera de 100 – 200 mm de longitud y un diámetro algo mayor que el del detonador, mediante la cual se practica la cavidad en el cartucho que va a alojar el detonador con la mecha; una varilla taqueadora de madera para dirigir los cartuchos de explosivo y el relleno dentro del barreno.

La mecha en general esta constituida por un núcleo de pólvora negra en el interior de una envoltura cilíndrica formada por hilos textiles y capas impermeabilizantes asfálticas y plásticas, los cuales le proporcionan protección contra la abrasión, el maltrato y la contaminación por la humedad. Figura 3.13 y 3.14.

Figura 3.13 Rollo de mecha lenta

En la mecha lenta la pólvora negra, en forma de granos finos, arde lentamente. Su velocidad de combustión es variable y depende del fabricante, pero para efectos prácticos se considera un promedio de un centímetro por segundo. Sin embargo, los fabricantes señalan que la velocidad real puede presentar variaciones permisibles del 10% más o menos, sobre la determinada en la fábrica; por lo tanto es conveniente medir con exactitud el tiempo de combustión de una muestra de cada rollo de mecha antes de usarla.

La medición es relativamente fácil realizarla y basta con cortar una longitud determinada de mecha, iniciarla y medir con cronómetro el tiempo en que ésta se consume.

Su combustión lenta permite al artillero, persona que activa la pega, alcanzar un lugar seguro antes de que se produzca la explosión.

La impermeabilidad de la mecha también varía según su fabricante. Puede permanecer en el agua, donde su combustión es igualmente uniforme, siempre y cuando sus extremos estén protegidos lo cual se puede hacer con cinta aislante, brea o jabón.

Con la mecha lenta no se puede hacer explotar sino una carga a la vez. Para encendidos en un orden determinado, es necesario variar la longitud de la mecha recortando sus puntas fuera del los barrenos dejando, por supuesto, más cortas las que han de estallar primero.

Figura 3.14 Estructura de la mecha de quema

Cuando se inicia la mecha, emerge de ella un flamazo inicial, el cual comprueba al usuario que el núcleo de la pólvora ha sido encendido y que la mecha está ardiendo. El no reconocer el flamazo inicial puede provocar una incertidumbre respecto a la ignición de la pólvora y ocasionar accidentes al tratar de encender una mecha que ya fue encendida. Figura 3.15.

Figura 3.15 Mecha de seguridad mostrando el flamazo inicial

En algunos casos la mecha permite el paso de humo a través del recubrimiento plástico a medida que esta se quema, lo que se constituye en otro elemento para confirmar el inicio de la pólvora.

La mecha puede encenderse adecuadamente de diferentes maneras, para las cuales se requiere que el extremo que se va a encender sea previamente recortado y limpiado; esto con el fin de que la punta a encender no halla perdido su contenido de pólvora ante su manipulación y exposición y no este contaminada con sustancias que eviten su inmediato encendido.

Para el encendido de mechas solas, cortada y abierta adecuadamente, frecuentemente se utiliza un fósforo común, con el inconveniente que sólo su flama inicial provee el calor suficiente para asegurar el encendido de la mecha, pues éste no ofrece una llama estándar de intensidad efectiva y a que su manipulación no resulta sencilla. Un método para encender con fósforos es sujetar con una mano la cabeza del fósforo sobre la pólvora expuesta del extremo de la mecha y con la otra mano raspar la lija de la caja contra la cabeza del fósforo.

Con las limitantes enunciadas pues no resulta adecuado este procedimiento para encender varias mechas en una sola operación. Existen, para estos propósitos, herramientas tales como:

Encendedor de mechas de tubo de plomo. Consiste en un tubo de plomo lleno con pólvora negra y enrollado sobre un carrete. La pólvora entra en ignición con un cerillo y se quema muy lentamente dando una llama continua parecida a la de la mecha de seguridad.

Encendedor de mecha por frotamiento. Es un tubo de papel cerrado en un extremo, que contiene un dispositivo encendedor consistente en un componente áspero sobre un alambre que sobresale a través del extremo cerrado del tubo. Este tipo de encendedor es muy conveniente cuando se necesita encender mecha de seguridad bajo viento o lluvia, o en minas subterráneas húmedas.

Encendedor de mecha de alambre caliente. Es un dispositivo similar a una luz de bengala. Básicamente se trata de un alambre cubierto de un compuesto de ignición que se quema lentamente produciendo un calor intenso y a una velocidad constante.

Los detonadores o cápsulas detonantes o fulminantes, son un casquillo metálico, figura 3.16 y 3.17, de cerca de 7mm de diámetro y 45 – 51mm de longitud, abierto en uno de los extremos y lleno de carga explosiva hasta dos tercios de su longitud aproximadamente. La carga en la parte inferior del casquillo consiste en un iniciador secundario, tetril o TEN (pentrita) y exógeno, por encima del cual se prensa la sustancia explosiva, iniciadora primaria, fulminato de mercurio o azida de plomo con trinito resorcinato de plomo (TNR). Sobre la carga explosiva se coloca la tacilla metálica que tiene un orificio en el centro de 2.0 a 2.5mm de diámetro.

La tacilla asegura la acción efectiva y sin falla del detonador, protege al iniciador primario de que se derrame del casquillo, reduce el peligro de manejo de los detonadores y defiende la carga iniciadora del detonador contra la humedad. El orificio en la tacilla sirve para la inflamación del iniciador primario por acción de la chispa de la mecha de quema durante el proceso de iniciación de la carga.

Para reforzar la acción iniciadora se hace una cavidad comulativa en el fondo de la cápsula detonadora. La parte abierta del detonador sirve para localizar y asegurar la mecha de quema al detonador.

Figura 3.16 Estructura de detonador ordinario o fulminante

Figura 3.17 Fulminantes

Los detonadores no eléctricos o fulminantes están hechos para detonar con las chispas del tren de fuego de la mecha de seguridad. Generalmente los que se fabrican corresponden a los llamados Nº8 que son lo suficientemente potentes para usos normales, sin embargo pueden fabricarse de otra potencia según se requiera. En la tabla 3.1 se muestra las características técnicas de algunas cápsulas detonadoras. En construcción se usan frecuentemente en pequeñas voladuras y en moneo (volver a volar rocas que en la primera voladura resultaron de un mayor tamaño al especificado). Esta actividad resulta bastante costosa por lo que debe evitarse tratando de obtener toda la roca al tamaño especificado en la primera voladura.

Figura 3.18 Booster

Fuente: Secretaría de Obras Públicas Departamento de AntioquiaTabla 3.1 Composición de algunas cápsulas detonadoras industriales y sus características

técnicas

En oportunidades es requerido, especialmente en barrenos de gran diámetro, aumentar la intensidad de la explosión producida por los detonadores para lo que se utilizan reforzadores o boosters que son dispositivos cilíndricos con alto poder explosivo, (figura 3.18). Cargados generalmente con TNT o PETN (tetranitrato de pentaeritritol).

El corte de la mecha lenta introducida al detonador debe ser normal al eje del núcleo de la misma para lograr un buen contacto con la mezcla de ignición del detonador, (figura 3.19). La introducción del extremo de la mecha en la cápsula detonadora se debe hacer por presión, derecho y sin girar la mecha, (figura 3.20).

Figura 3.19 Empalme de mecha lenta y detonador convencional

Figura 3.20 Procedimiento para la fijación del fulminante a la mecha

Cordón Detonante

El cordón detonante (figura 3.21) se puede describir como una cuerda flexible, formada por vanas capas protectoras y un núcleo del explosivo conocido como pentrita, que es muy difícil de encender pero tiene

la sensibilidad suficiente para iniciar la explosión con detonadores (fulminantes o explosivos), o por medio de la energía detonadora de algún explosivo de alta potencia.

Figura 3.21 Cordón detonante

El cordón detonante, figura 3.22 consta de un núcleo de pentrita, cubierto por hilos que le proporcionan mayor resistencia contra rupturas.

Figura 3.22 Estructura del cordón detonante

La última envoltura consiste en una capa de goma de color que la impermeabiliza, que adicionalmente sirve para diferenciarla de la mecha lenta. Ésta mecha, no tiene las mismas condiciones de impermeabilidad de la mecha lenta, sin embargo, en casos necesarios, y por corto tiempo, puede emplearse bajo agua. No más de 1 ó 2 horas según el fabricante. La velocidad de detonación de un cordón detonante es muy alta, de 7000m/s aproximadamente, que, entre el encendido del extremo libre y la explosión de la carga, prácticamente no se aprecia intervalo de tiempo alguno, es decir, la explosión es casi instantánea. De aquí que siempre debe conectarse en asocio con la mecha lenta para dar seguridad a los operarios (figura 3.23), valiéndose de los conectores, figura 3.24.

Figura 3.23 Empalme de la mecha con cordón de ignición mediante conector

Figura 3.24 Conector para mecha lenta y cordón de ignición

La fuerza con que estalla el cordón es suficiente para hacer detonar explosivos violentos continuos dentro de un barreno, de modo que, si se coloca en el barreno, actúa como un agente iniciador a lo largo de la carga explosiva (figura 3.25), su función es iniciar la columna de explosivos.

Figura 3.25 Cordón detonante colocado directamente en el barreno

El cordón detonante se usa para disparar múltiples barrenos grandes en la superficie ya sean verticales u horizontales, siendo una limitante el número de barrenos que puedan dispararse. Sin embargo su función principal es la de transmitir la detonación iniciada por un detonador a una carga de explosivo.

Su uso se ha generalizado en las canteras y minas a tajo abierto por su eficiencia y facilidad de

operación. Permite aplicar diferentes trazos de perforación y encendido. En labores subterráneas tiene aplicación en algunos disparos de frontón y chimeneas. En la tabla 3.2 se aprecian otros usos para el cordón detonante.

Fuente: Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994Tabla 3.2 Aplicaciones del cordón detonante

El cordón detonante permite efectuar disparos instantáneos e igualmente con retardos mediante la colocación de accesorios de retardo, (figura 3.26), en cada una de las líneas de barrenos. El empleo de los accesorios de retardo con cordón detonante ofrece ventajas como la reducción de la vibración, la mejor fragmentación del material y un rompimiento más profundo.

Los intervalos más usuales son de 5, 9 y 17 milisegundos (ms). Cuando es necesario un intervalo de tiempo mayor para alcanzar el control de vibración deseado y la fragmentación requerida se requiere el empleo de conectores tipo “MS” para el cebado del barreno. Estos dispositivos se conectan normalmente a las líneas troncales.

Figura 3.26 Estructura de dispositivo de retardo para uso con cordón detonante

Los conectores “MS”, figura 3.27, para cordón detonante constituyen el medio más seguro y conveniente para disparar las voladuras con acción retardada a cortos intervalos. Su fabricación, como ya se menciono, esta dada para intervalos de 0.005, 0.009 y 0.017 segundos, que según la experiencia cubre satisfactoriamente la mayoría de los requisitos de una voladura con retardo.

Figura 3.27 Conector “MS”

En general, se recomienda el uso de dos conectores en paralelo para cada intervalo cuando se trata de barrenos individuales cuando van a dispararse en sucesión. Cuando se disparan hileras de barrenos en sucesión, en una voladura de hilera múltiple, es necesario colocar, para mayor seguridad, por lo menos tres conectores por cada intervalo, uno en cada extremo y otro cerca del centro de la hilera. En las voladuras excepcionalmente grandes, se deben usar más conectores en paralelo.

En la figura 3.28 se aprecia un patrón típico de barrenación en dos hileras para voladura en zanja utilizando cordón detonante con conectores “MS” de intervalo 17ms los cuales proporcionan un retardo entre grupos de barrenos formados por 2 ó 4 barrenos. En la figura 3.28 (a) se logra evitar el sobrerrompimiento, el control de la vibración y las proyecciones. Adicionalmente se logra una mejor fragmentación con el rompimiento efectivo de la pata. En la figura 3.28 (b) los conectores se amarran a la línea troncal de cordón detonante pero ubicados fuera de la zanja, logrando adicionalmente confinar la roca quebrada dentro de la zanja. (Dupond, 1979, p.451).

Figura 3.28 Disparo en una zanja con conectores de retardo tipo “MS” (X)

Anterior al desarrollo de los conectores “MS” se empleaban los estopines de tiempo “MS” , que son estopines eléctricos de corto intervalo, los cuales se fijaban, bien a las líneas ramales en los barrenos individuales o bien, a las líneas troncales que abarcan hileras o grupos de barrenos. El sistema de retardo es similar al del conector con un intervalo es de 25ms.

Sistema NONEL

Es un sistema de iniciación no eléctrico, compuesto por un tubo de choque consistente en doble capa plástica una de polietileno protectora externa y otra interna de polisurlyn para absorber la elongación, sobre la cual va impregnada una capa muy delgada de la mezcla explosivo y polvo de aluminio, y este a su vez esta ensamblado a un detonador generalmente con retardo (figura 3.29). Reemplaza por sus mejores ventajas a la mecha de seguridad y cordón detonante por cuanto suple las dos funciones de iniciación y transporte de energía.

Transmite energía a 2000 m/s, y tiene el tubo de choque 0.0149g/m de mezcla explosiva, lo que lo hace muy seguro por ser una pequeña onda inofensiva hasta el detonador, solo se ve una luz cuando este es iniciado.

Figura 3.29 Iniciador NONEL

Tiene una resistencia a la tensión de 45 Ib y permite una elongación hasta de 300%. Se usa como transmisor al fondo con diferentes retardos, y amarre de superficie también con retardos para una voladura perfectamente controlada.

La iniciación pude realizarse mediante un detonador, un cordón detonante o una pistola especialmente cargada con cartuchos de fogueo.

Para el cálculo de las voladuras con este sistema se debe tener en cuenta el retardo debido a la transmisión de la onda de choque a través del tubo, que es de unos 0.5ms (milisegundos) por cada metro de longitud.

Con la intención de hacer más flexible éste sistema y reducir su costo, actualmente el detonador NONEL se utiliza con una longitud de tubo reducida en combinación con un cordón detonante de muy bajo gramaje (1g/m) uniéndolos con conectores plásticos.

Este sistema presenta un inconveniente práctico el cual es la imposibilidad de comprobar los circuitos de disparo, teniendo que recurrir a la inspección visual únicamente.

Sistema Ineléctrico de Doble Disparo

Consiste en dos sistemas ineléctricos independientes para detonar una sola carga o un grupo de cargas. Si se han de detonar dos o más cargas simultáneamente, se emplean dos conducciones de cordón detonante.

Sistemas Eléctricos de Iniciación

La chispa de ignición es producida por un sistema que es generada a través de un impulso eléctrico. El impulso eléctrico hace el recorrido desde una fuente eléctrica hasta el explosivo a través de los cables conductores para llegar a su otro extremo y disparar la cápsula. Sus principales componentes son la cápsula detonante, el alambre y su carrete de disparo, y la máquina explosora.

Tiene la ventaja, entre otras, sobre el sistema ineléctrico cuales es el poder probarse cada detonador por separado y el circuito completo antes de practicar la voladura, además que se tiene el control sobre el momento exacto de la detonación; aspecto que no se da por ejemplo con el empleo de la mecha de seguridad.

Detonadores eléctricos convencionales

Los estopines o detonadores eléctricos son fulminantes elaborados de tal manera que pueden hacerse

detonar con corriente eléctrica. Con ellos pueden iniciarse al mismo tiempo varias cargas de explosivos de gran potencia, y se puede controlar con precisión el momento de la explosión, lo que no sucede con los fulminantes por la variación de la velocidad de combustión de la mecha (figura 3.30).

Figura 3.30 Estopines

Un estopín o detonador eléctrico está formado por un casco metálico cilíndrico que contiene vanas cargas de explosivos. La energía eléctrica es llevada hacia el estopín mediante alambres de metal con aislamiento de plástico, los cuales se introducen al estopín a través de un tapón de hule o plástico. El tapón colocado en el extremo abierto del casco del estopín forma un cierre hermético resistente al agua. Los extremos de los alambres son unidos dentro del fulminante por un alambre de corta longitud y diámetro muy pequeño llamado filamento, el cual queda en contacto con la carga de ignición del estopín. Cuando se aplica corriente eléctrica se pone incandescente el filamento y el estopín detona.

Los estopines que tiene más alta potencia son los que tienen mayor cantidad de carga detonante. Generalmente los estopines usados son del No. 6, y raramente del No. 8.

Estopines eléctricos instantáneos

Los estopines eléctricos instantáneos tienen una carga de ignición, una carga primaria y una carga detonante. Su casquillo es de aluminio y tienen dos alambres de cobre calibre 20 ó 22, generalmente uno rojo y el otro amarillo. Estos dos colores distintos son de gran ayuda al hacer las conexiones (figura 3.31).

Figura 3.31 Estructura de un estopín instantáneo

Figura 3.31 Estructura de un estopín instantáneo

Estopines eléctricos de retardo

Los estopines eléctricos de retardo, también llamados de tiempo son similares a los instantáneos, con la diferencia que tienen colocados entre el filamento y la carga de detonación un elemento de retardo el cual contiene pólvora lenta (figura 3.32). Estos estopines tienen una etiqueta de color que muestra el número de período de retardo y que sirve para su identificación. El disparo con estopines de retardo tiene por objeto mejorar la fragmentación y el desplazamiento de la roca, así como proporcionar mayor control de vibraciones, ruido y proyecciones. Si se usan adecuadamente pueden reducir los costos. Los estopines de retado tienen alambre de cobre calibre 24 forrado cada uno de distinto color, generalmente uno azul y amarillo el otro.

Figura 3.32 Estructura de un estopín de tiempo

En la tabla 3.3 se presenta la resistencia eléctrica para diversas longitudes de alambre, tanto para los estopines eléctricos instantáneos (normales) como para los de retardo.

Los estopines eléctricos tienen una corriente mínima y otra de diseño, la primera es aquella a partir de la cual puede ser suficiente para detonar el estopín, y la segunda la comente con la que se asegura la detonación del mismo (tabla 3.4). Los estopines de retardo pueden ser de milisegundos “MS” o los llamados MarkV.

Estopines eléctricos de retardo

Fuente: Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994Tabla 3.4 Corriente de disparo mínima y de diseño

Fuente: Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994Tabla 3.3 Resistencia recomendable para el cálculo de conexiones de cápsulas detonantes

eléctricas, normales y de retardo, con alambre de cobre

Estopines de retardo “MS”

Los estopines de retardo “MS” son los más ampliamente usados en canteras, trabajos a cielo abierto y proyectos de construcción. Se pueden obtener en diez períodos, cuyos números indican el tiempo en milésimas de segundo que tarda en producirse un disparo, a continuación se mencionan: MS-25, MS-50, MS-75, MS-lOO, MS-125, MS-150, MS-175, MS-200, MS-250, y MS- 300.

Estopines de retardo Mark V

Los estopines de retardo Mark V se utilizan principalmente en trabajos subterráneos como túneles, galerías, pozos, etc. Se fabrican en diez períodos regulares de retardo: 0-25MS, 1-500MS, 2-I000MS, 3-1500MS, 4-2000MS, 5-3000MS, 6-3800MS, 7-4600MS, 8-5500MS Y 9-6400MS.

En la figura 3.33 se señala que todos los estopines de un mismo período de retardo disparan dentro de los límites de tiempo representados por las áreas negras correspondientes a ese período. Por ejemplo todos los estopines del 8° período disparan en el tiempo representado entre las líneas A y B. Antes de cualquier estopín del 9° período se dispare, deberá transcurrir el tiempo indicado entre las líneas B y C. Este intervalo es el tiempo que queda libre entre los períodos 8° y 9°. Para el movimiento de la roca. Esto no quiere decir que todos los estopines 8 disparen simultáneamente, estallarán unos después de otros, pero todos en el intervalo A-B.

Figura 3.33 Tiempos de disparo y movimientos entre periodos consecutivos

Sistema eléctrico de doble disparo

Este sistema consiste en dos circuitos eléctricos independientes, cada uno con una cápsula detonante eléctrica para cada carga, de modo que el disparo de cualquiera de los dos circuitos pueda detonar las cargas. Es así como cada carga tiene dos cebos eléctricos.

Los alambres de disparo de los dos circuitos deben mantenerse separados de modo que ambos no puedan ser cortados por una piedra. De la misma manera los puntos donde se localicen los explosores no deberán coincidir.

TIPOS DE CEBADO

En general, se puede afirmar que, todo explosivo requiere de una perturbación para ser activado. Esta activación consiste en llevar una onda perturbadora o detonadora que, de un punto a otro de la carga explosiva o de una carga a otra, rompa la estabilidad química en que se encuentran sus compuestos. Para producir ésta perturbación se requiere de un dispositivo o producto encargado de generar la perturbación inicial con la que ha de detonar el explosivo.

El Cebo

De ésta manera se conoce como cebo a la masa de explosivo a la cual se le ha insertado un fulminante, un detonador eléctrico o un extremo de cordón detonante con el fin de iniciar una detonación.

A continuación, se enuncian algunas recomendaciones para elaborar un cebo:

Los cebos deben prepararse cuidadosamente de tal manera que satisfagan las especificaciones requeridas tanto por la voladura, como del explosivo de carga.

En explosivos encartuchados el fulminante no se debe presionar o atacar contra la carga a cebar; previamente se debe perforar un orificio para colocar en él, el fulminante. (figura 3.1). La práctica de forzar un fulminante o cualquier otro dispositivo de iniciación dentro de la posición del cartucho de cebo, sin haber preparado un agujero del tamaño adecuado, debe evitarse.

Figura 3.1 Implantación del fulminante

El fulminante debe estar en la posición más segura y efectiva en el interior del cartucho de cebo de tal forma que no pueda zafarse. Así, para el cebado de cartuchos con detonadores eléctricos y cordón detonante se siguen los esquemas propuestos en la figura 3.2.

Figura 3.2 Métodos usuales para el cebado de cartuchos con detonadores comunes eléctricos

Se debe utilizar siempre un cebo por cada barreno a disparar.

Para aprovechar el máximo efecto de impacto que proporciona el detonador se la debe colocar en forma axial al cartucho cebo y eje de la columna explosiva. Figura 3.1.

Toda unidad de cebo debe poder cargarse con seguridad, fácilmente, de modo conveniente y en la posición preferida dentro de la carga.

Por razones de seguridad y eficiencia, el detonador debe insertarse bien y en el centro del cartucho, y quedar, tanto como sea posible a lo largo de su eje mayor.

Se deben tener presentes las diferencias entre un explosivo convencional y un agente de voladura o agente explosivo pues estas también marcan una diferencia en su cebado e iniciación. Este aspecto se contemplará en el siguiente aparte.

El Cebado

El cebado es la acción que va desde la elaboración misma del cebo hasta su implantación en el barreno para ser activada por cualquier sistema de iniciación. La posición que ocupe el cebo en la carga o en el barreno debe cumplir con algunas condiciones las cuales son:

Cuando se emplea fulminante y mecha para el cebo, éste puede colocarse dentro del barreno de las siguientes maneras:

Para disparos sencillos e independientes (Figura 3.3.a): El cebo cerca del extremo exterior del barreno y el detonador apuntando hacia el fondo.

En disparos múltiples o disparos de rotación se recomienda los cebos cerca del fondo del barreno con el fin de evitar: 1. Que la explosión de algún barreno pueda “robar” otro adyacente que esté planeado para disparar con posterioridad. Esto ocurre cuando la explosión del primero arroja parte de su carga explosiva exterior sobre el barreno adyacente provocando su detonación; fenómeno conocido como barreno robado; 2. Barrenos fallidos. La detonación de alguna carga puede tender a forzar hacia fuera parte de la carga adyacente si no está sólidamente atacada o si carece de taco; 3. Que se dañe la mecha de una carga adyacente adelante del quemado del tren de pólvora con el material proveniente de la voladura de un barreno. Así, este método es preferido para la mayoría de los trabajos de este tipo, debido a que la mecha está sujeta a un mínimo de dobleces, factor muy importante cuando se tienen condiciones de barrenos húmedos y/o bajas temperaturas. (Figura 3.3.b y c).

La alternativa c. es satisfactoria cuando las condiciones desfavorables, humedad y baja temperatura, no están presentes, con la ventaja que se asegura la detonación de la carga en el interior del barreno sin importar en que grado haya sido afectado el barreno por el disparo de la porción anterior de la voladura. (Figura 3.3.c).

Cuando se utilizan estopines eléctricos instantáneos, el cebo puede estar cerca del extremo exterior de la carga con el fulminante apuntando hacia el fondo. (Figura 3.4.a). Tiene aplicación en barrenos sencillos y múltiples.

Figura 3.3 Alternativas de cebado para disparo con mecha y fulminante

Para estandarizar el cebado y cargado de barrenos de pequeño diámetro en trabajos subterráneos, se usa cargar primero el cartucho de cebo dentro del barreno, con el extremo del fulminante apuntando hacia la boca del barreno y sobre este la carga total de explosivo. Esta colocación se conoce como cebado indirecto, en tanto que el cebado directo consiste en colocar el fulminante en el exterior de la carga, con la base apuntando hacia el fondo del barreno. (Figura 3.4.b).

Figura 3.4 Alternativas de cebado con utilización de estopines eléctricos

Con el cebado indirecto se elimina la presencia de cartuchos enteros o restos de ellos en el terreno remanente del disparo reduciéndose, por lo tanto, el peligro de barrenar sobre un explosivo no activado en operaciones subsiguientes. Igualmente, si se hace necesario manejar un barreno quedado, lavándolo, la colocación del cebo en el fondo del barreno facilita la operación, al eliminar la duda respecto a su posición.

Cuando se utiliza el cordón detonante se debe tener en cuenta su efecto fulminante en toda su longitud, pues con ésta capacidad detona los explosivos sensibles al detonador Nº 8 que hagan contacto con el. Es así como se puede tener lo siguiente:

Si se prolonga como una línea descendente en el barreno el cordón detonante activará simultáneamente cada uno de los cartuchos que componen la carga y el cartucho cebo. Esto es que la detonación ocurre en todos los puntos impidiendo un incremento en la velocidad de detonación reduciendo así su efecto explosivo. Tenga en cuenta que el efecto explosivo se reducirá si la explosión no alcanza su máxima velocidad, la cual, en un explosivo, aumenta a medida que la detonación avanza desde el punto de iniciación.

Cuando se utiliza para transportar el impulso de iniciación a un fulminante y un cebador en el fondo del barreno, a través de explosivos no sensibles al detonador Nº 8, como el ANFO por ejemplo, su detonación produce, por deflagración o detonación parcial del explosivo, una reducción en el volumen efectivo de la carga, afectando la eficiencia del explosivo. Esta situación se aprecia principalmente en barrenos de bajo diámetro (Ø<102mm) (Escuela de Ingenieros Militares, 1986, p.98).

En consecuencia de los dos ítems anteriores el cordón detonante no es recomendable para el cebado inferior recomendándose la iniciación en la parte superior de la columna de explosivo o del barreno. Sin embargo y como se explicará más adelante, esta afirmación no es definitiva pues en condiciones especiales es refutable.

En general, el cebado en un barreno puede ser:

En fondo. Debido a que la detonación progresa desde éste hacia el retacado, y que los gases son confinados un instante dentro del macizo rocoso hasta que son liberados cuando el retacado es expulsado, se logra una mejor utilización de la energía de explosión, lo que se traduce en una mejor fragmentación y esponjamiento e incluso un menor nivel de vibraciones dado que la onda de choque se propaga hacia la parte superior del banco.

Este tipo de cebado resuelve una situación especial en el caso de voladuras de banco, en que, la rotura a nivel del piso cobra una gran importancia, necesitándose para tal propósito que la iniciación produzca la máxima tensión, (tensión de pico), que se pueda dar en ese punto. Este efecto se logra si la iniciación se da en la misma cota del banco y no en el fondo del barreno aprovechando la detonación simultánea de las dos partes de carga equidistantes de dicho punto. (Hagan,1974. Citado por ITGE, 1994, p.194) (Figura 3.5).

Este mismo principio es aplicable igualmente en cualquier estrato duro colocando el iniciador en su punto medio. En barrenos sin sobreperforación el iniciador se debe colocar lo más bajo posible pero sin llegar a situarlo sobre el detrito de la perforación o sobre el barro del fondo. Lo aconsejable es colocarlo a una distancia mínima de 4 veces el diámetro del barreno sobre la base efectiva.

Figura 3.5 Pulsos de tensión registrados en un punto “P” para dos posiciones de cebado en fondo

En la figura 3.6 se muestra un esquema de cebado en fondo denominado “de seguridad”. Su lectura es la siguiente: si el cordón “N” de bajo gramaje llega, por cualquier motivo, a fallar, pasado un intervalo de tiempo, igual al nominal de la serie de microrretardo, se iniciará el multiplicador situado en cabeza, garantizándose así la tronadura del barreno.

Figura 3.6 Esquema de seguridad con cebado de fondo

En cabeza. En las voladuras en banco donde se emplea este tipo de cebado, una onda de alta tensión se propaga hacia la zona de la sobreperforación disipándose y desperdiciándose así su energía. Sin embargo resuelve situaciones en voladuras de recubrimiento, como es el caso de algunas minas de carbón a cielo abierto. En este caso la energía de tensión puede ser aprovechada fragmentando la roca entre el fondo del barreno y la parte superior del carbón, pero no el carbón, especialmente si existe un nivel duro inmediatamente sobre el carbón, a manera de techo, y/o una zona diferenciada entre el estéril y el mineral.

Si se pretende maximizar la tensión de pico a lo largo de la roca que rodea la columna de retacado el iniciador en cabeza deberá estar al menos a ¼ de la piedra por debajo del techo de la carga. Si el explosivo es iniciado con un multiplicador en el punto más alto, la superposición de tensiones generadas por elementos de carga adyacentes da una resultante menor en cualquier punto del retacado. Figura 3.7.

La eliminación del escape prematuro de los gases a la atmósfera, con una longitud de retacado adecuada, mejora la fracturación y el desplazamiento de la roca por la energía de burbuja. Para cargas alargadas, la eficiencia del retacado con el cebado en cabeza es menor, pues tanto el material inerte del retacado como la propia roca en la parte alta comienzan a moverse unos milisegundos, ms, antes de que la zona inferior del explosivo detone. La caída de presión de los gases es más acusada en columnas largas de explosivo de baja velocidad de detonación con longitudes de retacado insuficientes o dimensiones de piedra pequeña.

Cuando la detonación llega al nivel del piso, la presión de los gases cae rápidamente desde su valor más alto, debido al escape de éstos hacia zonas de menor presión. Este fenómeno produce mala fracturación en el fondo del barreno y especialmente un reducido desplazamiento de la roca inferior.

Figura 3.7 Diferentes posiciones del iniciador con cebado en cabeza

Cebado Múltiple. Cuando se emplee este tipo de cebado se debe tener en cuenta la ubicación de los multiplicadores para que, cuando detonen, las ondas de detonación choquen en el mismo nivel de las zonas duras de la roca o en el piso del banco. (figura 3.8).

Las tensiones que se producen en esos puntos de colisión son un 46% mayor que las que se obtienen con una iniciación simple. (ITGE, 1986, p.196). Cuando las cargas no presentan caídas de velocidad, la iniciación múltiple mejora la fragmentación de la roca por la energía de tensión.

Figura 3.8 Aplicaciones del cebado múltiple en una voladura de banco

Axial. Cuando las columnas de explosivo se inician de forma continua, mediante cordón detonante, las velocidades de detonación son relativamente más bajas que las del régimen. Por tanto, este tipo de cebado axial es más efectivo en formaciones rocosas blandas y con muchas fracturas donde es preferible tener una mayor energía de gases.

Colocación de las Cargas

Se debe entender como la operación completa de colocar una carga en la forma deseada con uno o más cebos, y dejarlos listos para el disparo.

En general, los explosivos permisibles encartuchados cargados, se detonarán y explotarán completamente si se cargan de modo adecuado, sin dejar espacios intermedios o material sólido entre los cartuchos. Es decir, si se observan las condiciones bajo las cuales se cargan los permisibles y se utilizan procedimientos especiales en el cebado para asegurar la continuidad de la carga, se podrá tener la certeza que no habrá porciones de explosivo sin detonar.

Se presentan situaciones especiales, por ejemplo, en las minas de carbón donde los barrenos por lo general son sucios, el acero de barrenación deja cortaduras y polvo fino que los mineros rara vez limpian, Muchos barrenos se perforan con brocas y gusanos demasiado usados, de tal modo que la superficie interior queda áspera y de diámetro reducido para permitir un cargado fácil. Si los cartuchos se cargan uno por uno, pueden empujar las cortaduras frente a ellos y formar un tapón inerte entre cartuchos sucesivos. En barrenos ásperos y justos es fácil que se atore un cartucho al empujarlo hacia el fondo del barreno no haciendo contacto con el cartucho que lo precede. Para prevenir estas separaciones de la carga es aconsejable colocar toda la carga en la boca del barreno, con el cebo colocado en primer lugar y después empujar el grupo completo hasta el fondo.

El cebado indirecto de la carga es recomendable especialmente para explosivos permisibles. En este cebado como ya se menciono, el fulminante es colocado en el primer cartucho que entra en el barreno, con su base apuntando hacia la boca del barreno. En contrate con éste, el cebado directo es aquel en el cual el fulminante se inserta en el último cartucho que entra en el barreno y su base queda apuntando hacia el fondo del mismo.

Se considera superior el cebado indirecto por las siguientes razones:

Si el barreno es muy justo, el cebado indirecto permite que toda la carga se retire para limpiar o rimar el barreno, lo que se hace imposible en el cebado directo.

Después que se ha empujado la carga hacia el fondo del barreno, suele suceder que, accidentalmente, se jalen los alambres del estopín, bien con el atacador o con la mano. Con el cebado indirecto éste tirón provoca un movimiento completo de toda la carga en tanto que con el método directo, puede ocurrir la separación del estopín de la carga, originando una posible falla parcial en la voladura.

Cuando el taco se atora en el barreno antes de tocar el explosivo, la carga por lo general se retira intencionalmente, valiéndose para esto de los alambres del estopín, en un esfuerzo por aflojar el taco. En algunos casos no es posible aflojarlo con este intento, y con el cebado directo el resultado es la separación del cebo del resto de la carga.

En algunas ocasiones, el barreno es más profundo que la longitud de los alambres del estopón. En tales casos, el cebado indirecto asegura que el cebo no quede separado del resto de la carga en tanto que el cebado directo frecuentemente da como resultado que el cebo no llegue a tocar el resto de la carga.

En la figura 3.9 se ilustran algunas alternativas para el cebado de barrenos.

Figura 3.9 Esquemas de carga de barrenos a cielo abierto y subterráneos

Cargado del Explosivo

Este ítem resultaría tan extenso de explicar como la industria misma de las máquinas especializadas, por tanto, y dado el alcance del curso, se tratará tan solo superficialmente ilustrando sobre su existencia y variedad. En la inquietud del estudiante queda su profundización.

Así, cabe tan solo mencionar de procesos manuales en que, para la carga de explosivos encartuchados es el operario que vierte uno a uno, y con mucha paciencia, la totalidad de los cartuchos en el barreno ayudado tan solo de un atacador y de su habilidad. Siguiendo en grado de complejidad existen equipos neumáticos de carga que agilizan este proceso y que dependiendo de la tecnología empleada permiten incluso incrementar la densidad de llenado.

Básicamente estos equipos neumáticos constan de una recámara tubular con una válvula de compuerta en cada extremo. Un embudo de carga por donde se introducen los cartuchos, una manguera de descarga y un conjunto de válvulas neumáticas que rigen su operación. (Figura 3.10) Las mangueras de descarga son por lo general de plástico flexible y antiestático y su diámetro es función de las dimensiones de los cartuchos. Algunas disponen en sus extremos de cuchillas que cortan la envoltura del cartucho, facilitando con esto su compactación en el barreno. El atacado en estas unidades es manual o bien puede darse acoplando al sistema de cargado uno adicional que ejecute esta labor. Está mecanización es sobre todo útil en barrenos largos, permitiendo además una carga más uniforme y regular. La limitación principal de este sistema está basada en la sensibilidad al choque y rozamiento de los cartuchos y al diámetro de los barrenos.

Figura 3.10 Equipo neumático de carga de explosivos encartuchados (Can Blast Inc)

Para la carga de explosivos tipo ANFO se conocen o se manejan dos sistemas de carga: las cargadoras neumáticas y los camiones cargadores. El sistema de cargadoras neumáticas se utiliza principalmente en explotaciones de interior y pequeñas minas a cielo abierto, en tanto que el de camiones cargadores se utiliza en minería extensa y grandes voladuras de superficie.

En la cargadora neumática, el explosivo es impulsado a través de una manguera antiestática y semiconductora por medio de aire a presión contenido en un recipiente metálico de cierre hermético. Su capacidad de carga va desde 100 hasta 750 litros de explosivo y para su transporte va montado sobre ruedas o sobre unidades móviles como por ejemplo un camión o similar (figura 3.11). Estos equipos son recomendados para barrenos cuyos diámetros oscilan entre 26 y 150 mm. Su capacidad máxima de carga varía entre 2 y 4 toneladas. Existen también unas más manuales que pueden ser llevadas por un solo operario y su capacidad de carga está entre 25 y 40 kg de ANFO.

Figura 3.11 Cargadoras neumáticas para ANFO

En cuanto a los camiones cargadores, figura 3.12, existen dos tipos: los de descarga neumática y los de descarga por tornillo helicoidal o sinfín. El primero consta de un depósito cerrado de aluminio con bocas de carga superiores y fondo en forma de “V” para favorecer el descenso del explosivo hacia una cadena de arrastre, dispuesta longitudinalmente, protegida por unos deflectores también en forma de “V” pero invertida para evitar que el peso del explosivo, con el depósito lleno, sea soportado exclusivamente por este sistema de arrastre.

Figura 3.12 Esquema camión cargador

En la parte exterior del depósito se acopla un mecanismo para regular la altura del explosivo sobre la cadena de arrastre y un cuenta vueltas del rodillo, semejante a un tacómetro, que sirve de motor a la cadena y cuya velocidad determina la dosificación del explosivo a una válvula rotativa desde la cual el explosivo es impulsado por aire comprimido a través de una manguera antiestática al interior del barreno. La manguera de descarga va colocada en la parte posterior del camión con una longitud de unos 10m, lo que facilita llenar hasta 3 o 4 barrenos desde una misma ubicación cuando el camión se desplaza entre dos filas de barrenos. Presenta inconvenientes con el cargue de ALANFO por la segregación del aluminio y del ANFO pesado por su propio peso.

El segundo modelo de camión dispone en la parte inferior del depósito, y longitudinalmente, de un tornillo helicoidal. Éste tornillo alimenta a su vez a otro vertical que entrega el explosivo en un tercero pivotante, que con una longitud entre 5 y 6 m, barre un sector circular de 345º , permitiéndose así cargar, con ayuda de una manguera flexible, barrenos situados en la parte posterior del camión hasta una distancia de 7m.

De éstos dos sistemas, en los últimos años, se ha preferido el de tornillo sobre el neumático debido fundamentalmente a: la posibilidad de cargar ANFO pesado, ANFO y ALANFO; mayores ritmos de carga y; menores pérdidas de nitrato amónico y vapores de la sustancia combustible en la parte alta de los barrenos.

Adicionalmente a los camiones cargadores existen los sistemas de mezcla y carga que disponen de una tolva para cada componente, así: una para el nitrato de amonio, otra para el full oil y si se desea una variedad del ANFO, como el ALANFO o el ANFO pesado, se dispone de una tercera tolva para la emulsión o para el aluminio. Su operación es relativamente sencilla y consiste en lograr la mezcla de los componentes en las cantidades requeridas, en el interior del sistema y antes de su vertimiento en el barreno, por cualquiera de los métodos mencionados anteriormente.

Y finalmente, para la colocación de explosivos del tipo hidrogeles, emulsiones y mezclas de emulsiones con ANFO se pueden igualmente emplear estos camiones siempre que su fase sólida no supere el 35% del compuesto, lo que lo convertiría en un compuesto no bombeable. Y para hacerlo se requeriría de inyectarle un fluido lubricante para disminuir los rozamientos con las paredes de las mangueras. La cantidad de este lubricante deberá ser la imprescindible y de ser posible que contribuya a elevar la energía efectiva del explosivo.

Dentro de ésta categoría también existen infinidad de variaciones como de aplicaciones tecnológicas puedan darse. Básicamente se pueden clasificar en las que además de tener la capacidad de bombeo también tiene la de fabricar la emulsión explosiva mientras que otros la deben adquirir de una planta fija. Igualmente sobre estos existen muchas variaciones dependiendo del lugar de aplicación como pueden ser la profundización de pozos, el avance de galerías, en voladuras de producción y sobre todo en barrenos tanto ascendentes como descendentes.

TIPOS DE VOLADURAS CONTROLADAS

Durante muchos años, la barrenación en línea, consistente en una línea sencilla de barrenos sin cargar, próximos entre si, perforados a lo largo de la línea de excavación neta que proporciona un plano de debilidad contra el cual pueda romper la voladura, fue la única técnica empleada para controlar el sobrerrompimiento o la sobreexcavación.

A partir de esto, se han introducido diferentes modificaciones, basadas casi todas en la carga con explosivos, relativamente ligera y bien distribuida, de unos o casi todos los barrenos, que al disparo tienden a cortar la roca entre ellos, brindando a la voladura el plano de debilidad requerido y permitiendo espaciamientos más amplios que los definidos para la barrenación en línea, que han llevado a definir otras acciones, como son: voladuras suaves, voladuras de precorte, voladuras amortiguadas, las cuales se tratarán a continuación.

Voladuras Suaves

Las voladuras suaves, conocidas también como voladuras perimetrales o perfiladas, es uno de los métodos más usados para el control del sobrerrompimiento en frentes y rebajes bajo tierra. Sus técnicas tienen aplicación tanto a cielo abierto, donde tiene igual técnica que las voladuras amortiguadas, en cuanto a fines prácticos se trata, como en voladuras subterráneas. Su principio básico consiste en la perforación de barrenos a lo largo de los límites de la excavación, los cuales se cargan ligeramente para tumbar el bordo final. Al dispararse la línea con retardos mínimos entre barrenos se obtiene una acción de corte, lo que proporciona paredes tersas con un mínimo de sobreexcavación.

Aplicaciones

En explotaciones subterráneas donde se presentan desprendimientos de material no consolidado es común que se presenten sobreexcavaciones debido a la vibración producida por el disparo. Al utilizar en estos sitios la técnica de voladura suave con cargas ligeras y bien distribuidas en los barrenos perimetrales, se obtienen mejoras ostensibles en la reducción de las sobreexcavaciones y por consiguiente en la necesidad de acciones de sostenimiento. Las voladuras suaves en trabajos subterráneos involucran barrenos perimetrales perforados sobre una relación de bordo-espaciamiento de aproximadamente 1½ a 1, cargados con cargas ligeras y bien distribuidas, y disparados con el último periodo de retardo de la barrenación, ver figura 3.157.

Figura 3.157 Patrón de retardo típico para un frente de excavación subterráneo

Estos barrenos se disparan después de los barrenos de pata, para asegurar que la roca quebrada se desplace suficientemente, ofreciendo un máximo alivio para los barrenos de la voladura suave. Este alivio permite un movimiento irrestricto del borde final, y da como resultado una menor vibración y menor fragmentación más allá de la línea de excavación.

Frecuentemente para garantizar un máximo alivio, se utiliza un frente tipo el cual se dispara primero y una vez se ha volado, se barrena y dispara el bordo final; Con esta metodología se pueden lograr mayores longitudes que en una barrenación sencilla.

Aunque se recomienda como punto de partida una relación bordo-espaciamiento de 1½ a 1, está proporción depende de la formación en la que se este trabajando y puede llegar a necesitar modificaciones. Igualmente no siempre es necesario dispara los barrenos de la voladura suave con mínimo retardo entre barrenos. Las cargas ligeras distribuidas en los barrenos perimetrales, con retardos y patrones convencionales, producen a menudo resultados satisfactorios.

Una de las limitaciones en la aplicación de la técnica de voladura suave es la mayor demanda de barrenos perimetrales respecto a técnicas convencionales.

Otro aspecto es que su uso no es generalizado pues si la formación es demasiado débil para autosoportarse, las voladuras suaves no eliminarán del todo la necesidad de ademes.

Voladuras de Precorte

Consiste en crear en el macizo rocoso, mediante una hilera sencilla de barrenos, de pequeño diámetro, perforados a lo largo de la línea de excavación y con cargas de explosivo desacopladas, una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar las voladuras de producción.

Este último aspecto, de dispararse antes de la voladura principal, es precisamente el que diferencia ésta técnica de la barrenación en línea, las voladuras amortiguadas y las voladuras suaves.

El principio de la voladura de precorte es que al disparar dos cargas simultáneamente en barrenos adyacentes, la colisión de las ondas de choque entre lo barrenos coloca al terreno en tensión y provoca una fisura que da una zona de corte entre los barrenos, ver figura 3.158.

Con un espaciamiento y carga adecuados, la zona de fractura entre los barrenos será un área estrecha de corte contra la cual pueden romper las voladuras primarias subsecuentes; adicionalmente, el plano de corte creado refleja algunas de las ondas de choques provenientes de las voladuras principales que siguen, lo que evita que se transmitan hacia la pared remanente minimizando la fragmentación y el sobrerrompimiento.

Figura 3.158 Principio de precorte (Du Pont)

Aplicaciones a cielo abierto

Los barrenos de precorte se cargan con cargas en rosario, (ver num 3.2) de cartuchos completos o parciales de 1” a 2” de diámetro por 8”, 20cm aproximadamente, de longitud espaciadas cada 1 o 2 pies entre centros. Las columnas continuas de carga de 7/8 y 1” de diámetro han demostrado ser muy efectivas.

Normalmente los barrenos se disparan en forma simultánea mediante el uso de una línea troncal de cordón detonante. Si se disparan líneas excesivamente largas, las porciones pueden retardarse mediante el uso de estopines eléctricos de retardo MS o conectores MS.

En formaciones débiles y suaves los resultados pueden mejorarse utilizando barrenos de guía o de alivio entre barrenos cargados para incitar el corte a lo largo del plano deseado. Aún en formaciones más duras, esta metodología arroja mejores resultados que el aumentar la carga explosiva por barreno.

Los barrenos cargados del precorte deben retacarse completamente alrededor y entre las cargas para evitar las fugas de gas hacia estratos débiles. Es aconsejable, para lograr un buen corte en el fondo, incrementar la carga en los primeros pies del barreno, llegando a utilizar el doble o el triple de la usada en la parte superior del barreno. La profundidad que puede precortarse en cada disparo depende de la habilidad en mantener un buen alineamiento de los barrenos. Una desviación del plano de corte deseado mayor de 6”, 15cm aproximadamente, dará resultados inferiores.

Normalmente la profundidad máxima que puede utilizarse para barrenos entre 2 y 3½” de diámetro sin tener una desviación considerable del alineamiento es de 50 pies o 15.0m aproximadamente. En teoría, la longitud de un disparo de precorte sería ilimitado. Sin embargo en la práctica el disparar con demasiada anticipación a la excavación principal puede acarrear dificultades si las características de la roca cambian y la carga provoca fragmentación excesiva en las áreas más débiles.

Cuando se lleva el precorte únicamente medio disparo delante de las voladuras principales, el conocimiento obtenido de la roca en estos disparos principales es aplicable a los disparos de precorte subsecuentes. Esto da oportunidad a modificar, de ser necesario, las cargas del precorte. El precorte puede darse durante el disparo primario, retardando los barrenos de éste último de tal modo que los barrenos del precorte se den primero, (ver figura 3.159). En muchos casos, especialmente en disparos no lineales, la combinación del precorte con la barrenación en línea arroja muy buenos resultados. N ejemplo clásico de ésta situación es cuando se desea conservar una esquina de roca sólida, la barrenación en línea de la esquina puede utilizarse para prevenir el rompimiento a través de ella, figura 3.160.

Figura 3.159 Técnica de voladura con retardo para un precorte durante un disparo principal

Figura 3.160 Precorte de frentes no lineales

Aplicaciones bajo tierra

Usualmente asociado con el trabajo a cielo abierto, el precorte tiene alguna aplicación en frentes y rebajes subterráneos para controlar la sobreexcavación y mejorar la estabilidad de la galería.

Sin embargo y aunque en teoría su uso es bueno, las técnicas de precorte no son muy utilizadas en frentes bajo tierra debido a los posibles problemas de “robo” con los pequeños espaciamientos y bordos requeridos para el disparo primario. Sin embargo se han obtenido buenos resultados al emplear técnicas de precorte en frentes subterráneos cuando se toma tiempo suficiente para determinar las cargas óptimas con el fin de evitar barrenos robados.

Una aplicación del precorte que ha resultado ser satisfactoria en trabajos bajo tierra es en el control de derrumbes en operaciones de minado por derrumbe. Mediante el precorte de los límites del cuerpo de mineral, se minimiza la dilución de éste en la operación de derrumbe. Igualmente usando el precorte en los límites del rebaje, se promueve el derrumbe inicial del mineral.

Una de las principales ventajas del empleo del precorte es el aumento en el espaciamiento entre barrenos con una reducción ostensible en la cantidad de explosivo requerido. Por el contrario, una limitación es el hecho de no poder evaluar los resultados hasta tanto no se halla llegado a la pared terminada con la voladura principal.

Voladuras Amortiguadas

Son voladuras semejantes a las convencionales, donde se ha modificado el diseño de la última fila, tanto en el esquema geométrico que es más reducido, como en las cargas de explosivo que suelen ser menores y desacopladas.

Al igual que la barrenación en línea, esta técnica involucra una hilera sencilla de barrenos a lo largo de la línea de excavación neta. Los barrenos de una voladura amortiguada se llenan con cargas ligeras y bien distribuidas, completamente retacadas y disparadas después de efectuar la voladura principal. El taco amortigua el choque en la pared terminada al disparar la banqueta, y minimiza las fracturas y esfuerzos en la misma.

Al disparar los barrenos amortiguados con un retardo mínimo entre ellos, la detonación tiende a cortar la roca entre barrenos y da una pared tersa con un mínimo de sobreexcavación. Obviamente, entre más grande el diámetro, mayor será el efecto de amortiguamiento.

En las voladuras amortiguadas, se retira el área principal de corte, dejando una banqueta mínima frente a la línea de excavación neta. Los barrenos amortiguados pueden barrenarse antes del disparo primario o justo antes de retirar la banqueta final.

Aplicaciones a cielo abierto

El bordo y espaciamiento varía de acuerdo al diámetro del barreno empleado. Los barrenos se cargan en rosario con líneas de barreno de cordón detonante, con cartuchos completos o parciales.

Para promover el corte en el fondo del barreno se emplea generalmente una carga de fondo igual a 2 o 3 veces la utilizada para la parte superior del barreno. Para un máximo amortiguamiento, las cargas deben colocarse tan cerca del lado de excavación del barreno como sea posible (figura 3.161).

Un retardo mínimo entre los barrenos de amortiguamiento proporciona la mejor acción de corte entre barreno y barreno; por lo tanto, se utilizan líneas troncales de cordón detonante. Si el control de ruido y de la vibración son críticos, se recomienda el uso de estopines de retardo MS.

La relación piedra-espaciamiento varía con las diferentes formaciones pero para obtener máximo corte entre barrenos, los espaciamientos siempre deben ser menores que el ancho de la banqueta o piedra que se está disparando.

Las voladuras amortiguadas pueden practicarse por método de banqueo o perforando con anticipación los barrenos de amortiguamiento a la profundidad total de la excavación.

La máxima profundidad que puede dispararse con amortiguamiento depende de la precisión del alineamiento de los barrenos, siendo en diámetros grandes más fácil mantener éste alineamiento y por consiguiente lograr mayores profundidades.

Figura 3.161

Se debe también considerar la rapidez de penetración del equipo de perforación para determinar la profundidad que va a dispararse con amortiguamiento.

Si la penetración después de determinada profundidad es muy lenta, puede resultar más económico banquear para reducir los costos de barrenación total.

Cuando se requiere disparar con amortiguamiento en áreas curvas o esquinas, se precisan espaciamientos más pequeños que los usados en una sección recta.

Igualmente pueden usarse barrenos de guía para disparar frentes no lineales. En esquinas de 90º, una combinación de técnica de voladura controlada dará mejores resultados que el uso exclusivo de voladuras amortiguadas (figura 3.162).

Figura 3.162 Voladuras amortiguadas de frentes no lineales

En muchas formaciones sedimentarias, donde es difícil conservar una pared tersa, se recomienda el uso de barrenos de guía sin cargar entre los barrenos amortiguados.

En donde únicamente la parte superior de la formación está meteorizada, los barrenos de guía necesitan perforarse sólo a esa profundidad y no a la profundidad total de los barrenos amortiguados. Este procedimiento es común en el primer banco, ya que es allí donde es más probable la sobreexcavación.

En formaciones sólidas, se emplea frecuentemente taco únicamente en la parte superior del barreno y no entre cargas, aprovechando el aire entre las cargas y la pared del barreno como colchón protector.

Sin embargo, sino se usa taco entre las cargas, los gases emanados de la explosión pueden encontrar zonas de falla en la formación y tienden a fugarse antes de producir el corte deseado entre tramos completos de barrenos. De igual manera, los gases pueden encontrar áreas de debilidad en la pared terminada y producir sobrerrompimiento.

Por tanto y a menos que la formación sea muy homogénea y dura, es aconsejable el uso completo de taco entre y alrededor de las cargas individuales.

Aplicaciones en trabajos bajo tierra

Puesto que la mejor efectividad de las voladuras amortiguadas se da principalmente mediante el uso de taco alrededor y entre las cargas, esta técnica es de poco uso en los trabajos subterráneos donde se utilizan barrenos horizontales y de poco diámetro.

Llenar este tipo de barrenos con tacos es poco practico, sin embargo pueden obtenerse algunas

ventajas con los espacios vacíos.

En trabajo de tiros, o en cualquier otra operación subterránea que involucre barrenos verticales o inclinados, se pueden aplicar los mismos procedimientos para cielo abierto.

Las ventajas que trae el uso de las voladuras amortiguadas se traducen en un mayor espaciamiento entre barrenos, reduciendo los costos de perforación; mejores resultados en formaciones no consolidadas; en adición a que los resultados pueden observarse en el primer disparo, lo que permite el ajuste de las cargas si fuese necesario antes de seguir con el siguiente disparo.

Una ventaja adicional consiste en que cuando se vayan ha cargar los barrenos amortiguados, se dispone de una información geológica completa obtenida al efectuar los disparos principales lo que implica un trabajo más cierto y menos especulaciones.

Igualmente está técnica presenta algunas limitaciones las cuales deben tomarse en consideración: la necesidad de retirar el área excavada antes del disparo y, que no son prácticas, por si solas, para cortar esquinas a 90º. Igualmente el sobrerrompimiento producido por los disparos principales en algunas ocasiones tumba parcial o completamente la banqueta que debe dispararse con amortiguamiento, requiriendo entonces, varios ajustes de carga para diferentes barrenos.

Barrenación en Línea

Consiste básicamente en un hilera sencilla de barrenos de pequeño diámetro, sin cargar y muy próximos entre si, a lo largo de la línea de excavación neta. Esto proporciona un plano de debilidad contra el cual puede romper el disparo primario.

Este plano también tiene la capacidad de reflejar algo de las ondas de choque creadas por la voladura, lo que reduce la fractura y fatiga de la pared terminada.

Los barrenos de una perforación en línea son generalmente de 2 a 3” de diámetro y están espaciados de 2 a 4 veces el diámetro del barreno a lo largo de la línea de excavación.

Los barrenos para la voladura directamente adyacentes a los barrenos de la perforación de línea, normalmente, se cargan más ligeros y tienen menor espaciamiento que los otros barrenos.

La distancia entre los barrenos de la perforación en línea y los barrenos de la voladura principal directamente adyacentes es del 50 al 75% del borde o piedra normal. Una práctica común es reducir los espaciamientos de los barrenos de voladura adyacentes la misma cantidad, con una reducción del 50% en la carga del explosivo.

Los explosivos deben estar bien distribuidos en el barreno, utilizando separadores y líneas de barreno de cordón detonante.

La barrenación en línea es la más adecuada para formaciones homogéneas en donde los planos de estratificación, juntas y vetas son mínimas.

Estas irregularidades son planos de debilidad naturales que tienden a provocar el rompimiento a través de los barrenos en línea hasta llegar a la pared terminada.

Por lo anterior, las formaciones sedimentarias con estratificación fina y las metamórficas foliadas no se prestan para la perforación en línea como control de sobreexcavaciones a menos que la barrenación pueda ejecutarse perpendicularmente a la dirección de la formación.

Aplicación en trabajos a cielo abierto

En un procedimiento típico para la barrenación en línea en trabajos a cielo abierto, los mejores resultados se obtienen cuando la excavación primaria se efectúa hasta dejar únicamente de una a tres hileras de barrenos antes de la línea de excavación neta. La última hilera o hileras de barrenos se disparan utilizando estopines de retardo o conectores MS.

Este procedimiento proporciona el máximo alivio enfrente de la pared terminada, permitiendo que la roca se mueva hacia delante creando, por lo tanto, menor presión hacia atrás, que es la que podría causar los sobrerrompimientos más allá de la barrenación en línea.

En formaciones sedimentarias con estratificación fina y metamórficas foliadas se pueden mejorar los resultados de la barrenación en línea cargando ligeramente algunos de los barrenos en línea. Este procedimiento fue el que dio origen a las voladuras amortiguadas y a las voladuras suaves.

Igualmente se encontró, que cargando ligeramente algunos de los barrenos en línea y disparándolos antes que la voladura principal, se lograban, en algunas formaciones, mejores resultados. Este paso fue el origen de la técnica de precorte.

Estas modificaciones de la perforación en línea promueven planos de debilidad adicionales a lo largo de la línea de excavación neta, utilizando la fuerza de los explosivos para cortar la roca entre barrenos.

Aplicaciones en trabajos bajo tierra

La aplicación de esta metodología en trabajos subterráneos es muy limitada. Por lo general se utilizan barrenos muy próximos entre si y ligeramente cargados, lo que lleva a pensar en una voladura suave.

La barrenación en línea es aplicable en áreas en donde aún las ligeras cargas de explosivo asociadas con otras técnicas de voladura controlada pueden hacer daño más allá del límite de excavación.

Cuando se usa entre barrenos cargados, la barrenación en línea provoca el corte y proporciona mejores resultados.

Sin embargo la barrenación en línea presenta algunas desventajas que consisten en lo tedioso que resulta en algunas formaciones, la gran cantidad de barrenos que toca practicar en espaciamientos cortos y que los resultados, a menudo, no son satisfactorios debido a una mala alineación de los barrenos.

VARIABLES CONTROLABLES

El diseño de una voladura demanda del cálculo, en secuencia iterativa, de una serie de variables que configuran el esquema mismo de la voladura y que determinan el éxito y la eficiencia ante las pretensiones de la voladura.

Estas variables pueden agruparse en tres grupos así:

Geométricas: tipo de roca y sus propiedades mecánicas, diámetro del barreno, altura de banco, inclinación de los barrenos, retacado, sobreperforación, piedra, espaciamiento, esquema de perforación, geometría del frente libre y el tamaño y la forma de la voladura, (figura 3.75).

Químico-físicas o del explosivo: tipos de explosivo, potencia, energía, sistema de cebado y otras.

De tiempo: tiempos de retardo y secuencias de iniciación.

A continuación se explica cada una de las variables de mayor relevancia. En la figura 3.75 se muestra un esquema gráfico con las variables y la expresión con las que se identifican generalmente.

Diámetro del Barreno (D)

Es básicamente como su nombre lo indica el diámetro con el cual se perfora el barreno que va ha contener el explosivo. Es especialmente importante pues hace parte de una cadena de dependencias con otros factores. Está determinado básicamente por:

Las características geológicas y geotécnicas del macizo rocoso.

La altura de banco (H).

La configuración del explosivo dentro del barreno.

La granulometría deseada del material volado o arrancado.

El coste de la operación de perforación y voladura.

En diámetros pequeños el explosivo se distribuye mejor en el barreno lo que genera un bajo consumo específico; sin embargo genera mayor dificultad en las operaciones de carga y retacado del explosivo y en la conexión de la secuencia del encendido lo que se traduce en mayores tiempos y por supuesto mayores costos.

En diámetros mayores se obtiene mejores rendimientos de cantidad de material volado por metro lineal excavado, elevación de la velocidad de detonación del explosivo, la carga se puede realizar mecánicamente en los casos de voladuras de gran tamaño y altos consumos de explosivo

1. Repié

2. Caña del barreno

3. Roca saliente

4. Sobreexcavación

5. Grieta de tracción

6. Descabezamiento

7. Cráter de bocazo

8. Carga desacoplada

H : Altura de banco D : Diámetro del barreno L : Longitud del barreno

B : Piedra nominal S : Espaciamiento nominal d : Diámetro de la carga

Be : Piedra efectiva Se : Espaciamiento efectivo T : Retacado

J : Sobreperforación ll : Longitud de carga θθ

: Ángulo de salida

LV : Longitud de la voladura AV : Ancho de la voladura :

Figura 3.75 Esquema de las variables geométricas de voladura en banco

Con el diámetro de la perforación se aumenta también la longitud del retacado (T), por tanto si no se dimensiona adecuadamente, pueden definirse tamaños de bloques no deseados (figura 3.76) y, más aún, si la familia de diaclasas y discontinuidades del macizo rocoso presentan un espaciamiento amplio se conformarán bloques “in situ” (figura 3.77). Se recomienda en estos casos que el espaciamiento (s) entre barrenos sea menor que la separación media entre fracturas.

Figura 3.76 Definición de bloques en función de la zona de retacado

Figura 3.77 Influencia del esquema de perforación y de las discontinuidades en la producción de grandes bloques

En aras de obtener la fragmentación buscada, si se desea conservar la granulometría y aumentar el diámetro de perforación, se debe incrementar el consumo específico de explosivo puesto que las cargas no quedarían bien distribuidas dentro de la formación rocosa.

En rocas de tipo masivo, con bajas densidades de fracturación, cuando la relación entre la longitud de la carga y el diámetro, presenta valores por debajo de 60, un incremento en el diámetro de perforación produce un aumento en la fragmentación. Por el contrario si esta relación es superior a 60, y se quiere mantener la fragmentación, un incremento en el diámetro requiere un aumento en el consumo específico de explosivo.

Altura de Banco (H)

Se determina en función del equipo de perforación disponible y del diámetro del barreno.

Cuando en la relación altura de banco “H” sobre piedra “B”, H/B, H es bastante pequeño, cualquier variación de “B” cobra gran influencia sobre los resultados pretendidos en la voladura: Para “B” constante, si “H” aumenta, el espaciamiento entre barrenos puede variar sin afectarse la fragmentación buscada; si H/B se aproxima a “1” se obtendrá una fragmentación gruesa con problemas de sobreexcavación y repiés. Esta situación se supera cuando H/B > 3.

Cuando la altura de banco es grande tiende a presentarse desviaciones en los barrenos lo que puede generar no solo problemas en la fragmentación de la roca sino el incremento en factores de riesgo tales como vibraciones y proyecciones pues la malla de perforación, determinada por “piedra x espaciamiento” , B x S, no se mantiene constante en la altura del barreno.

Figura 3.78 Estados de flexión de un banco con distintas relaciones H/B

La rigidez del paralelepípedo de roca situado delante de los barrenos tiene gran influencia en el resultado de la voladura. Cuando la relación “H/B” es grande, el desplazamiento y deformación de la roca es fácil, especialmente en el centro del banco. Según Ash, 1977, señala que la relación óptima es “H/B ≥ 3”.

Si “H/B = 1”, se obtiene una fragmentación gruesa con problemas de sobreexcavación y repiés.

Con “H/B = 2”, se reducen éstos inconvenientes, lográndose su desaparición en la medida que H/B ≥ 3 .

Inclinación de los Barrenos

La inclinación de barrenos trae tanto ventajas como desventajas:

Ventajas

Mayor rendimiento de la perforación por volumen de roca arrancado

Menores problemas de descabezamiento de barrenos, disminuyendo así los cortes y fallos en las voladuras

Taludes más seguros y mejor perfilados.

Mejor grado de fragmentación y mejor desplazamiento de la roca volada toda vez que se mantiene constante el valor de la piedra “B” en toda la altura del barreno y se aumenta el ángulo de la trayectoria de proyección. (Figura 3.79)

Menor sobreperforación “J” y mayor aprovechamiento de la energía desarrollada por el explosivo usado, lo que aminora los niveles de vibración

Disminución del consumo específico del explosivo al reflejarse en el pie del banco la onda de choque con la posibilidad de aumentar la dimensión de la piedra con menor riesgo de aparición de repiés, (figura 3.80).

Figura 3.79 Perforación inclinada Vs perforación vertical

Desventajas

Demanda de un mayor cuidado en el replanteo de las bocas de los barrenos en la superficie, lo que repercute en tiempos improductivos

Cuando los barrenos son largos se puede presentar una mayor desviación si la perforación no esta controlada.

Aumenta la longitud de perforación.

Aumentan las dificultades para evacuar el detritus debido a las fuerzas de rozamiento.

Hace más compleja la carga de los barrenos cuando hay presencia de agua en ellos.

Figura 3.80 Ventajas de barrenos inclinados

Retacado (T)

El objetivo de retacar los barrenos es confinar y retener los gases producidos por el explosivo al detonarse, con el fin de aprovecharlos al máximo en el trabajo de fragmentación de la roca.

Su mala ejecución puede derivar en un incremento en los niveles de vibración y de onda aérea. Y si se realiza en una longitud menor a la indicada se pueden generar proyecciones.

Por el contrario, si la longitud de retacado es excedida lo que se produce es una gran cantidad de bloques y poco esponjamiento de la pila de roca volada

Para efectos prácticos se puede considerar, que las longitudes de retacado aumentan en la medida en que la calidad del macizo rocoso empeora, así se puede asumir:

25 D < longitud de retacado < 60 D

En lo posible se debe la longitud de retacado debe mantenerse superior a “25D” con e fin de evitar problemas de onda aérea, proyecciones, cortes y sobre excavaciones.

Normalmente para el retacado se emplea el detritus proveniente de la perforación, sin embargo estudios han demostrado que el material granular anguloso, como la piedra proveniente del triturado es más efectivo y que la resistencia a la eyección de la columna de retacado aumenta con la disminución del contenido de humedad.

En voladuras múltiples, se debe tener un cuidado adicional en el retacado de los barrenos de primera fila especialmente cuando el frente presenta irregularidades que hacen que, de la cabeza al pie del banco, la variación en la dimensión de la piedra sea considerable.

Cuando se realiza el cebado en cabeza hay que tener en cuenta el efecto negativo del cordón detonante sobre el material de retacado, ya que lo comprime lateralmente creando una vía de escape prematuro de gases de la explosión a la atmósfera.

Piedra (B) y Espaciamiento (S)

Tanto la piedra, (en algunos textos se identifica con “V”), distancia mínima desde el eje de un barreno al frente libre, como el espaciamiento, distancia entre barrenos de una misma fila, dependen de:

El diámetro de la perforación

Las propiedades geomecánicas de la roca a volar

El explosivo a utilizar.

La altura de banco

La fragmentación deseada.

El desplazamiento que se espera logra de la roca volada.

Para el cálculo de la piedra existen diversas fórmulas que tienen en cuenta algunos de los parámetros mencionados, pero todas arrojan valores que se sitúan en el rango de 25 a 40 veces el diámetro del barreno dependiendo fundamentalmente de las propiedades del macizo rocoso (figura 3.81).

Figura 3.81 Dimensión de la piedra en función del diámetro de perforación

Es importante verificar que el valor real o ejecutado coincida con el teórico o calculado, pues si la diferencia es excesiva, superior, los gases de la explosión encuentran mucha resistencia para agrietar y desplazar la roca, y parte de la energía se transforma en energía sísmica aumentando la intensidad de las vibraciones.

Si por el contrario la dimensión de la piedra es inferior los gases se escapan y se expanden a una velocidad muy alta hacia el frente libre, impulsando los fragmentos de roca, proyectándolos en forma incontrolada.

El espaciamiento “S” se calcula en función de la piedra, del tiempo de retardo entre barrenos y de la secuencia de encendido. Espaciamientos muy pequeños producen entre las cargas un exceso de trituración y roturas superficiales en cráter, bloques de gran tamaño por delante de la fila de barrenos y problemas de repiés. Figura 3.82.

Por otro lado, dimensiones excesivas de la separación entre barrenos dan lugar a una fracturación inadecuada entre cargas, acompañada por problemas de repiés y un frente muy irregular en la nueva cara del banco.

Figura 3.82 Influencia del espaciamiento en una voladura

Sobreperforación (J)

Es la longitud de barreno que debe realizarse por debajo de la rasante de la excavación prevista, necesaria para inducir la rotura de la roca a la altura deseada de banco logrando igualmente la fragmentación y el desplazamiento previsto.

Si la sobreperforación es pequeña o no se practica, se producen bloques de roca en el pié del talud, sin desprenderse del mismo, lo que se conoce con el nombre de repié o repiés.

Si la sobreperforación se excede los inconvenientes que se generan serán:

Aumento de las longitudes de perforación lo que genera mayores costos.

Aumento en los niveles de vibración.

Fragmentación en la cabeza del banco siguiente o mal acabado en el pié del talud final.

Un valor práctico de sobreperforación es el obtenido mediante la siguiente expresión: (Ministerio de Obras Públicas de España, 1986, p.152)

J = 0.3 B

En la tabla 3.8 se relacionan los valores más usuales de J/B

Fuente: Instituto Tecnológico y Minero de EspañaTabla 3.8 Valores usuales de la relación sobreperforación-piedra (J/B)

La rotura en el fondo del barreno se produce en forma de conos invertidos cuyos ángulos con la horizontal dependen de la estructura del macizo y de las tensiones residuales. Normalmente varían entre 10º y 30º. (IBGE,1987, p.248).

La expresión

J = 0.3 B

cumple con:

y entre 10º y 30º

Condiciones para el valor de la sobreperforación que hacen que se produzca la intersección de las superficies cónicas al nivel del banco (figura 3.83).

Figura 3.83 Sobreperforación mínima necesaria

Para disminuir la sobreperforación se recomienda la utilización de explosivos que proporcionen una elevada concentración de energía por unidad de longitud en la parte inferior de la carga además de perforar barrenos inclinados (figura 3.84).

Figura 3.84 Reducción de la sobreperforación con la inclinación de los barrenos

Esquemas de Perforación

En voladuras en banco se emplean normalmente los esquemas de cuadrados o rectangulares dada la facilidad en su replanteo. Sin embargo, son más efectivos los denominados “al tresbolillo” siendo, dentro de éstos, el más efectivo el que forma triángulos equiláteros, pues es el que proporciona la mejor distribución de la energía del explosivo en la roca además de permitir tener mayor flexibilidad en el diseño de la secuencia de encendido y dirección de la salida de voladura.

Para este esquema se logra la mejor fragmentación con: (ITGE, 1987, p.249)

: para barrenos verticales

: para barrenos inclinados (θ ángulo con la vertical)

Si se considera un esquema cuadrado de 4.5m de lado, figura 3.85 (a), el punto más alejado y equidistante de los cuatro barrenos se encuentra a una distancia de 3.18m. En el caso de un esquema al tresbolillo con triángulos equiláteros, figura 3.85 (b), la malla equivalente es de 4.2 x 4.8 m y el centro del triángulo está a una distancia de 2.79m de los barrenos. Como la caída de la tensión producida por la onda de choque es proporcional al cuadrado de la distancia, en el punto equidistante de los barrenos con esquema cuadrado se registrará un 23% menos de energía que en el esquema equivalente al tresbolillo.

Figura 3.85 Comparación de un esquema cuadrado con un esquema tresbolillo

Sin embargo de lo anterior, los esquemas rectangulares arrojan buenos resultados en rocas blandas siendo innecesario la disposición de los barrenos al tresbolillo.

Configuración del Frente Libre

La geometría más efectiva del frente es aquella en la que cada punto de esa superficie equidista del centro de la carga de explosivo.

Los siguientes son criterios que contribuyen a obtener un frente eficaz de voladura:

Disponer los barrenos de manera paralela a la cara libre y de no ser posible esta disposición procurar que el ángulo formado sea lo más pequeño posible.

Diseñar la secuencia de encendido de manera tal que cada barreno disponga de un frente que forme una superficie semicilíndrica convexa o biplanar, figura 3.86.

Figura 3.86 Geometría del frente libre y secuencia de encendido

El tener la roca, próxima al a superficie, fracturada, en alguna medida, por la acción de voladuras precedentes también favorece el logro de un frente más eficiente.

Por otro lado el frente debe encontrase limpio y sin repiés. Cuando se dispara una pega teniendo una pila de escombro de la voladura anterior sin recoger y recargada contra uno de los frentes libres se pueden presentar los siguientes problemas:

Se generan ondas de vibración de mayor intensidad, más sobreexcavación y mayores riesgos de inestabilidad.

Se requiere de un esquema más cerrado y un consumo específico de explosivo mayor para obtener el mismo grado de fragmentación y esponjamiento que con el frente descubierto.

La probabilidad de repiés aumenta.

Para evitar algunos de éstos inconvenientes se recomienda iniciar la voladura en un área alejada del frente cubierto y diseñar la secuencia de encendido con una dirección de salida paralela al nuevo frente (figura 3.87).

Figura 3.87 Disparo de voladuras con un frente cubierto

Tamaño y Forma de la Voladura

El tamaño de la voladura debe planearse tan grande como sea posible, obteniendo así las siguientes ventajas:

Se logra una menor longitud porcentual de la zona perimetral de las voladuras, donde se produce una fragmentación más deficiente debido a la mayor dificultad para implantar esquemas regulares, al riesgo de encontrar bloques preformados por las pegas anteriores y al escape prematuro de los gases por las grietas existentes, además del mayor tiempo de supervisión y control que implica en sí la voladura.

Disminución de los tiempos improductivos de los equipos de perforación y carga y de las operaciones de replanteo entre otros.

En general, en las voladuras múltiples la fragmentación es mejor que en las de una sola fila.

En cuanto a la forma de la voladura, según el Instituto Tecnológico y Minero de España esta debe ser tal que:

Con un frente libre, la relación longitud de frente de voladura, LV, sobre el ancho de la voladura, AV, sea mayor de 3 (figura 3.88).

Figura 3.88 Voladura con un frente libre

Con dos frentes libres las voladuras deben diseñarse con: (figura 3.89)

Figura 3.89 Voladura con dos frentes libres

Sin embargo, las voladuras de varias filas presentan inconvenientes tales como:

Incremento en la intensidad de las ondas aérea y vibraciones, motivo por el cual su aplicación no es posible en zonas urbanas y sus proximidades.

Se pueden generar sobreexcavaciones y proyecciones en las últimas filas si no se emplea una secuencia correcta.

En rocas blandas se presenta una merma en el incremento del volumen arrancado por sobreexcavación al disminuir el número de voladuras.

Volumen de Expansión Disponible

Cuando la roca se fragmenta se produce un aumento de volumen. Si el hueco en el que se expande el material es menor del 15% del volumen de éste, los mecanismos de rotura se verán afectados negativamente y los fragmentos de roca tenderán a entrelazarse dando como resultado un apelmazamiento de éstos.

En voladuras subterráneas de gran tamaño se recomienda que este volumen de expansión disponible sea del 25% para conseguir un flujo adecuado de la roca hacia los puntos de carga y evitar la formación de campanas colgadas.

En el avance de túneles y galerías si el volumen de hueco en el cuele es demasiado pequeño se produce un fenómeno de deformación plástica del material finamente troceado. Siempre que sea posible se recomienda que el volumen de expansión útil sea mayor del 15% del propio volumen del cuele. En diseños de voladuras donde no se dispone de barrenos vacíos, el empuje de la roca se conseguirá con aumentar la carga específica en dicha zona.

Configuración de las Cargas

En barrenos de poca longitud los explosivos se ubican de manera continua en forma de columna. Sin embargo, si el barreno es bastante profundo la mejor opción, que igualmente contribuye en el control del costo de la operación, es espaciar las cargas.

Se ha demostrado que la tensión generada por la detonación de una carga aumenta cuando la relación “ I/D” se incrementa de 0 a 20, permaneciendo constante a partir de ese valor. (Harries y Hagan, 1979 citados por López Jimeno 1980 p. 154).

Así, empleando la relación “I/D = 20” se obtiene la máxima fragmentación y el valor óptimo de la piedra “Bo”. Si las cargas se inician en los puntos medios se produce una intensa fragmentación en las zonas hemisféricas de cada uno de los extremos, (recordar cap 6, Cebado múltiple), por lo que se ha encontrado que una carga continua con “I/D =52” no es mejor que la espaciada con “I/D = 20” y un retacado de “12D”. (Ibid, p.154), (figura 3.90).

Figura 3.90 Columnas de cargas continuas y espaciadas

Sin embargo, con el empleo de ésta metodología de cargas espaciadas se tiene un menor desplazamiento y esponjamiento de material, lo que puede significar algún grado de inconveniente en el cargue y retiro del material volado especialmente si el equipo de carga es sobre ruedas.

Por otro lado, las cargas espaciadas son de gran atractivo donde se tenga un elevado costo de explosivos, y el retacado pueda mecanizarse y cuando las vibraciones se presenten como un limitante haciéndose necesario, disminuir las cargas operantes valiéndose del seccionado del explosivo y la aplicación de una secuencia de disparo dentro de un mismo barreno.

En obras a cielo abierto, las alturas de banco mínimas para poder dividir la columna de forma efectiva deben ser tal que “H/D > 70”.

En las voladuras donde se produzcan grandes bloques por efectos del retacado se deben usar cargas puntuales dentro del mismo (figura 3.91).

Figura 3.91 Empleo de cargas puntuales en la zona de retacado

Cuando la perforación es vertical y el estrato rocoso de la zona de retacado es de mayor resistencia que en el resto del banco, se recomienda perforar barrenos auxiliares o de descarga que coadyuven a la obtención de la fragmentación deseada (figura 3.92).

Figura 3.92 Barrenos auxiliares para ayudar a la fragmentación en la parte alta del banco

Desacoplamiento de las Cargas

Experimentalmente se ha demostrado que en algunas rocas se mejora la fragmentación y la uniformidad en la granulometría obtenida mediante el desacoplamiento y espaciamiento de las cargas. (Melnikov, 1972, citado por López Jimeno 1980 p. 156).

La primera consiste en dejar un hueco vacío o con material inerte entre la columna de explosivo y la pared del barreno. La segunda, como ya se había mencionado, consiste en dividir la carga explosiva por medio de separadores de aire o material poroso, (figura 3.93).

Figura 3.93 Técnicas de desacoplamiento

Ambas técnicas se apoyan en las curvas de presión-tiempo de los gases de explosión calculada por Melnikov, 1972., empleando desacoplamientos entre el 65 y el 75%, (figura 3.94).

Figura 3.94 Curvas Presión-Tiempo con o sin desacoplamiento de las cargas

La presión efectiva de los gases sobre la pared del barreno con cargas desacopladas o espaciadas esta dada por la siguiente ecuación:

Donde:

PB : Presión de barreno

Ve y Vb : Volumen del explosivo y del barreno respectivamente.

Actualmente, las tendencias para controlar la curva de presión consiste en emplear explosivos a granel a los que se les incorpora un material diluyente en proporción adecuada. Este método es menos laborioso, más efectivo y económico y se esta aplicando con profusión en las voladuras de contorno.

Explosivos

La selección del explosivo para una determinada labor requiere, como se menciono en capítulos anteriores, de un análisis concienzudo de las propiedades de la roca a volar en conjunto con las propiedades y características del explosivo disponible en el mercado.

Cuando se arrancan rocas masivas, casi toda la superficie específica del material se crea en la voladura por tanto los explosivos indicados son aquellos que produzcan mayor presión en el barreno cuales son los de mayor potencia y velocidad de detonación. En caso contrario, el de rocas altamente fracturadas o estratificadas en las que la superficie total de las discontinuidades representa un área relativamente mayor que la que se crea en la voladura, el explosivo indicado será el de baja densidad y baja velocidad de detonación.

Dentro de los requerimientos de una voladura de roca, además de su desprendimiento y fragmentación, normalmente se requiere imprimirle un esponjamiento y un desplazamiento al material volado para poder cargarlo en una operación cómoda, ágil y oportuna. Para lograr esto se debe buscar un equilibrio, para cada caso específico, entre la energía de tensión y la energía de los gases. Para un explosivo determinado éstas energías dependen del diámetro de las cargas, de la densidad y del sistema de iniciación.

Las emulsiones o hidrogeles por ejemplo, poseen una alta energía de tensión con aplicación en rocas masivas duras y en voladuras donde no se requiere un desplazamiento de material pues éste sucede por gravedad sencillamente.

Cuando la detonación de un explosivo crea demasiados finos, por efecto de la trituración de la roca, se deberán emplear agentes de baja densidad como el ANFO y las mezclas de éste con sustancias inertes.

Distribución de los Explosivos en los Barrenos

En un barreno la energía necesaria para producir la rotura de la roca no es constante en toda su altura. Así, la energía generada por el explosivo debe superar la resistencia a la tracción de la roca en la sección CDD´C´ y la resistencia al cizallamiento en la sección A´B´C´D´, figura 3.95. (Instituto tecnológico y minero de España, 1994, p. 253).

Figura 3.95 Distribución del explosivo en un barreno para fragmentar la roca en una voladura de banco

Como la resistencia a cizallamiento es superior a la resistencia a tracción, es necesario emplear una distribución selectiva de carga, de forma que la energía específica en el fondo del barreno sea de 2 a 2,5 veces mayor a la energía de la columna. Esto significa que deben usarse explosivos de gran densidad y potencia en las cargas de fondo, tales como las dinamitas, hidrogeles y emulsiones, y explosivos de baja densidad y potencia media en la carga de columna, como el ANFO o hidrogeles y emulsiones de baja densidad.

La carga de fondo debe tener como mínimo una longitud de “0.6B” para que su centro de gravedad esté por encima o a nivel con la cota del piso del banco. Según Langefors, (Instituto Tecnológico y Minero de España, 1987, p.254), prolongar la carga de fondo por encima de una longitud igual a valor de la piedra no contribuye apreciablemente al efecto de rotura en el plano del pie del banco, por lo que se aconseja que la carga inferior debe estar comprendida entre 0,6 y 1,3B.

Para voladuras a cielo abierto con diámetros superiores de barrenos, entre 229 y 415mm, se emplean cargas continuas de ANFO a granel y en algunos casos cargas selectivas de fondo constituidas por ANFO aluminizado, hidrogeles o emulsiones en longitudes de 8 a 16D.

Las cargas selectivas tienen las siguientes ventajas:

Facilitan un esquema de voladura más amplio y una menor sobreperforación lo que a su vez conlleva a un aumento en el rendimiento de la perforación.

Mejora la rotura en el fondo, eliminando los problemas de repiés y favoreciendo la operación de cargue de escombros.

Disminuye los costos de perforación y voladura especialmente en rocas duras.

Disminución del consumo específico de explosivo basado en su mejor aprovechamiento.

Consumo Específico de Explosivo

Este parámetro hace referencia o indica la cantidad de explosivo necesaria para fragmentar 1 m3 de roca. Su notación más común es CE. Un incremento en éste parámetro es ocasionado por las siguientes causas:

Incremento en el diámetro del barreno, la resistencia de la roca y el grado e fragmentación, desplazamiento y esponjamiento deseado

Una mala distribución de la carga, un mal retacado, el disparo con un frente libre cóncavo biplanar o cubierto de escombro, una relación “LV/AV” y un tiempo de retardo efectivo inadecuados.

Los consumos específicos altos, además de proporcionar una buena fragmentación, desplazamiento y esponjamiento de la roca, dan lugar a menores problemas de repiés y ayudan a alcanzar el punto óptimo de los costes totales de operación, lo que implica: la perforación, la voladura, la carga y el transporte del material, figura 3.96. (Instituto Tecnológico y Minero de España, 1987, p.255).

En la tabla 3.9 se indican los valores típicos del consumo específico, CE, en diversas clases de rocas para voladuras en banco a cielo abierto.

En voladuras subterráneas los consumos específicos pueden variar entre 0,9 y 7 kg/m3 dependiendo del tipo de roca, superficie libre, diámetro del barreno y tipo de cueles.

Fuente: ITGE, 1994Figura 3.96 Reducción de los costes de operación con el consumo específico

Fuente: ITGE, 1994Tabla 3.9 Consumos específicos

VOLADURAS CONTROLADAS

En una voladura los límites prácticos reales de actuación o influencia del explosivo no son tan definitivos y precisos como pudieran fijarse de manera teórica. De los capítulos anteriores se puede afirmar que no toda la energía liberada por el explosivo es aprovechada directamente en la rotura o fragmentación de la roca; esta energía “no aprovechada” tiene una influencia sobre el macizo remanente más allá del límite de actuación teórica del corte, provocando en él una reducción en su resistencia estructural, manifiesta en la creación de nuevas fracturas y planos de debilidad en adición al carácter crítico que se les impone a las ya existentes juntas, diaclasas y planos de estratificación.

Todos estos efectos marcan una reducción en la cohesión del macizo aspecto que se traduce en una sobreexcavación o sobrerrompimiento, dejando al macizo en un estado potencial de colapso.

Este sobrerrompimiento o sobreexcavación, resultante de una voladura, es un factor asociado principalmente a la geología de la formación donde se efectúa la voladura.

Es así como no se puede pretender un excelente resultado en el control de sobrerrompimientos en toda clase de formaciones geológicas. Si una formación no puede sostenerse por si misma, es casi imposible que no se presenten sobrerrompimientos, independientemente de la técnica de control de voladura de que se aplique.

Existen diversas técnicas para el control de voladuras cuyo objetivo es el reducir y distribuir mejor las cargas explosivas para minimizar la fatiga y la fractura de las rocas más allá de la línea de excavación neta.

En el presente aparte se presentan algunas de estas técnicas que por lo anterior sugieren, antes de su empleo específico y definitivo, la realización de pruebas conservadoras para determinar si es viable su uso y posteriormente, basados en la experimentación, determinar las cargas y patrones óptimos para la voladura.

Las metodologías, partiendo de los mecanismos responsables de la sobreexcavación y fracturación propios del macizo rocoso durante la voladura, pretenden lograr:

No sobrepasar la resistencia a compresión dinámica de la roca que rodea a la carga de explosivo

Mantener un nivel de vibraciones en el macizo residual que no genere roturas por descostramiento.

Utilizar explosivos adecuados al tipo de roca, para evitar la apertura de fisuras por un exceso de volumen de gases.

En minería a cielo abierto, la aplicación de voladuras controladas en los taludes finales de explotación, presenta las siguientes ventajas:

Elevación del ángulo del talud, consiguiéndose un incremento de las reservas recuperables o una disminución del ratio de desmonte ( relación estéril/mineral).

Reducción del riesgo de desprendimientos parciales del talud, minimizando la necesidad de bermas anchas y con una repercusión positiva sobre la productividad y seguridad en los trabajos de explotación.

En trabajos subterráneos igualmente se pueden identificar ventajas como:

Menores dimensiones de los pilares en las explotaciones y por consiguiente:

Mayor recuperación del yacimiento.

Mejora de la ventilación, debido al menor rozamiento del aire en las paredes de las galerías.

Menor riesgo de daños a la perforación adelantada.

Dentro de las consecuencias derivadas de la no aplicación de esté tipo de voladuras, se pueden mencionar, entre otras:

Mayor dilución del mineral con estéril en las zonas de contacto en las minas metálicas.

Aumento del coste de la carga y el transporte debido al incremento del volumen del material de excavación.

Aumento del coste de hormigonado en las obras civiles: túneles, centrales hidráulicas, cámaras de almacenamiento, zapatas, muros, etc.

Necesidad de reforzar la estructura rocosa residual mediante costosos sistemas de sostenimiento como son: bulonado, enmallado y gunitado, cerchas metálicas, etc.

Se precisa sanear la mantener el macizo residual con un mayor riesgo para el personal en operación.

Aumenta el aporte de agua a la zona de trabajo debido a la apertura y prolongación de las fracturas y discontinuidades del macizo rocoso.

Mecanismos de Rotura Causantes de la Sobreexcavación

Es obvio pensar y concluir que los mecanismos responsables de los fenómenos de sobreexcavación y/o sobrefracturación del macizo rocoso están estrechamente ligados a los mecanismos de voladura de roca vistos en los capítulos anteriores. Por lo pronto es necesario establecer lo que se requiere para el control de la sobreexcavación:

No sobrepasar la resistencia a compresión dinámica de la roca que rodea a la carga de explosivo. Cuando esto sucede se presenta la rotura por sobretrituración y el agrietamiento.

Según lo visto en el numeral 3.3.3, cuando la tensión máxima de la onda de compresión radial, la cual se expande cilíndricamente, excede a la resistencia a la compresión dinámica o umbral plástico de la roca, se forma alrededor del barreno una zona anular triturada o de material intensamente comprimido.

Mantener un nivel de vibraciones en el macizo residual que no genere roturas por descostramiento.

Cuando la onda de compresión alcanza un frente libre efectivo, al reflejarse se crea una onda de tracción. Si esta onda es suficientemente intensa se produce el descostramiento o “spalling” que se propaga desde dicho frente libre hacia el barreno.

El descostramiento también puede ser producido por vibraciones en una voladura si la tensión producida supera la resistencia dinámica a la tracción de la roca:

Donde:

: tensión inducida en la roca.

V : velocidad de partícula transmitida a la roca

E : Módulo de elasticidad de la roca.

VC : Velocidad longitudinal de propagación de la roca

ρr : Densidad de la roca.

También hay que tener en cuenta la influencia de la naturaleza del relleno de las juntas y planos de discontinuidad, siendo los valores de la onda trasmitida y reflejada:

;

donde:

nz´ : relación de impedancias de la roca y el relleno.

σi : tensión de la onda incidente.

σt : tensión de la onda trasmitida.

σr : tensión de la onda reflejada.

La determinación de la velocidad crítica de partícula puede efectuarse a partir de la ecuación:

En la tabla 3.25 se presentan algunas velocidades críticas de partícula para diferentes tipos de roca.

Fuente: ITGE, 1994Tabla 3.25 Velocidades críticas de partícula

Utilizar explosivos adecuados al tipo de roca, para evitar la apertura de fisuras por un exceso de volumen de gases.

La acción de los gases a alta presión y temperatura, abriendo las fracturas preexistentes y las creadas por la onda de compresión, pueden afectar en gran medida el control de la sobreexcavación, por lo que en rocas blandas y muy fracturadas deben usarse explosivos que produzcan bajos volúmenes de gases.

VOLADURAS PARA LA PRODUCCIÓN DE ESCOLLERA

Los esquemas de configuración de voladuras en los que se pretende obtener fragmentaciones con tamaños de bloques que varían entre 0.80 y 1.50 m, los cuales se les conoce como escollera, tienen algunas diferencias con los esquemas de las voladuras en banco convencionales y tratadas con anterioridad.

A continuación se presentan algunos criterios básicos iniciales que se deben observar en el diseño de este tipo de voladuras, con los cuales se pretende un despegue limpio a la altura del pie del banco en combinación con los planos que definen las filas de los barrenos:

Diámetro de perforación comprendido entre 65 y 110mm

Altura de banco de explotación entre 15 y 20m

Inclinación de los barrenos entre 5 y 15°

Sobreperforación: unas ocho veces el diámetro de perforación adoptado

Longitud de la carga de fondo: Lf: 40 ó 50 D

Relación de piedra / espaciamiento de 1,4 a 2,0

Utilización de explosivos con una elevada densidad de carga.

Consumo específico en función de la resistencia a compresión simple de la roca con valores de:

Para resistencias a compresión simple menores de 100 Mpa: Consumos específicos entre 200 – 500 gr/m3

Para resistencias a compresión simple mayores a 100Mpa: Consumos específicos superiores a 600 gr/m3.

Retacado con una longitud de 12 a 16 veces el diámetro.

Posibilidad de realizar un retacado intermedio entre la carga de columna y la carga de fondo de aproximadamente 1m.

Adopción de la misma secuencia de encendido, para toda una fila de barrenos.

En la figura 3.109 propuesta por Lot, 1988., se correlaciona la piedra, el consumo específico de explosivo y la dimensión de los bloques a obtener, en voladuras de canteras donde es preciso lograr una determinada granulometría con predominio de un tamaño de bloque.

Figura 3.109 Tamaños máximos obtenenidos según la carga específica empleada

El mismo autor, propone unos determinados consumos específicos, en función de los tipos de roca a volar.

Fuente: (LOT, 1988), citado por Instituto Tecnológico Geominero de España, 1994Tabla 3.23 Consumos específicos según tipología de la roca

Ejercicios Propuestos

En una cantera, de la cual se extrae caliza, se desea conocer el esquema de perforación y la distribución de cargas a dar en los barrenos, de una voladura que se pretende realizar.

Se tienen los siguientes datos:

Resistencia a la compresión simple de la zona caliza: 80Mpa

Altura de banco: 15m

La perforación se practicará con un equipo rotopercutor ,de martillo en cabeza, utilizando el diámetro de 3½”

Se dispone de los siguientes explosivos:

ANFO a granel de densidad 0.8 gr/cm3 aproximadamente

Hidrogel encartuchado de 75mm de diámetro.

La inclinación de las perforaciones es de 12º respecto a la vertical.

Mediante el método de cálculo que estima las distintas variables, a partir de la resistencia a la compresión simple de la roca, obtenemos los siguientes valores:

Sobreperforación

J = 11D = 1.07m

Longitud de barreno:

L = H / cos b + (1 - b/100). J

L = 16.28m

Retacado:

T = 34D = 3.03m

Piedra:

B = 37D = 3.29m

Espaciamiento:

S = 47D = 4.18m

Rendimiento de arranque:

RA = VR/L = 210.89/16.28 = 12.95m3/m

Longitud de carga de fondo:

Lf = 35D = 3.11m

Concentración de la carga de fondo:

qf = 5.3 kg/m

Carga de fondo:

Qf = 16.48 kg

Longitud de la carga de columna

lc = L – (T + lf) = 10.14m

Concentración carga de columna

qc = 4.97kg

Carga de columna:

Qc = lc . qc = 50.39 kg

Carga de barreno:

Qb = Qf + Qc = 66.8kg

Consumo específico:

CE = Qb/VR = 0.317 kg/m3