19 variables controlables
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Capítulo 19I
VARIABLES CONTROLABLES DE LAS VOLADURAS
, 1. INTRODUCCION
En el cálculo y diseño de las voladuras las variablesI que son controlables se clasifican en los siguientes
grupos:
A. Geométricas (diámetro, longitud de carga, piedra,I espaciamiento,etc).
B. Químico-Físicas o del explosivo (tipos de explo-sivo, potencia, energía, sistemas de cebado, etc).
i C. De tiempo (tiempos de retardo y secuenciade ini-ciación).
Para lograr una mejor comprensión y normalizar lasimbología utilizada en este texto, en la Fig. 19.1 serepresenta una voladura en banco donde se ilustran lasdiferentes variables de diseño y las expresiones másfrecUentes en el argot de los trabajos de arranque conexplosivos.
/
Variables de diseño
HDLdBSLVAVBeSerJIev/wt,
= Altura de banco= Diámetro del barreno
= Longitud del barreno= Diámetro de la carga= Piedra nominal
= Espaciamiento nominal= Longitud de la voladura= Anchura de la voladura= Piedra efectiva
= Espaciamiento efectivo= Retacado
= Sobreperforación= Longitud de carga= Angulo de salida= ,Grado de equilibrio= Tiempo de retardo
AV
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O/ _o~- _03
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r=
Figura 19.1. Esquema de una voladura en banco.
243
rn[2J[3][4][5]ffi][1]rnJ
- Repié- Caña del barreno- Roca saliente o en voladizo- Sobreexcavación- Grieta de tracción- Descabezamiento- Cráter de bocazo
- Carga desacoplada
A continuación, se expone la influencia sobre losresultados de las voladuras de cada una de las varia-
bles indicadas y las tendencias actuales seguidas en suelección.
2. DIAMETRO DE LOS BARRENOS
El diámetro de perforación idóneo para un trab?jodado depende de los siguientes factores:
- Características del macizo rocoso que se deseavolar.
- Grado de fragmentación requerido.
- Altura de banco y configuración de las cargas.
- Economía del proceso de perforación y voladUTa.
- Dimensiones del equipo de carga.
Cuando el diámetro de los barrenos «D» es pequeño,los costes de perforación, cebado e iniciación seránaltos, y en las operaciones de carga, retacado y cone-xión se invertirá mucho tiempo y mano de obra. Si «D»es muy pequeño, la única ventaja que se presenta es lamejor distribución del explosivo y por lo tanto un con-sumo específico de éste menor.
Cuando los diámetros son grandes, y por consi-guiente lo son los esquemas de perforación, la granu-lometría que se obtendrá en las voladuras podrá llegara ser inaceptable si la familia de diaclasas y disconti-nuidades presentan un espaciamiento amplio y con-forman bloques «in situ». Fig. 19.2.
A)
B)
77f177'f~'~ Il" li BLOQUE DE ROCA IN-S1TU NOMlllülJJill ATRAVESADA POR BARRENOS
Figura 19.2. Influencia del esquema de perforación y de lasdiscontinuidades en la producción de grandes bloques.
244
'---
En tales casos se recomienda que el espaciamientoentre barrenos sea menor que la separación mediaentre fracturas. También debe procederse de igual'~manera si el área a volar está constituida por u na matrizelasto-plástica que engloba bloques de roca sana quedifícilmente pueden fragmentarse si no se intersectan "-
con barrenos en una malla cerrada.
El aumento de «D» va acompañado de las siguientesventajas:
'---
- Elevación de la velocidad de detonación de losexplosivos, por lo que se producirá la detonaciónen un régimen más estable y menos afectado por,,-las condiciones externas.
- Disminución del coste global de perforación y vo-ladu ra.
- Posibilidad de mecanización de la carga de explo-sivo.
'---
- Mayor rendimiento de la perforación (m3 vola- '--dos/mi perforado).
- Aumento del rendimiento de la excavadora como
consecuencia de la reducción de zonas de baja "-productividad.
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BARRENOS
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Figura 19,3. Zonas de baja productividad para excavadorasde cables.
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'-Foto 19.1. Barreno de gran diámetro.
'-
J
En cuanto a la fragmentación, si se desea que per-manezca constante y se aumenta "O», será precisoelevar el consumo específico de explosivo pues las
J cargas están peor distribuidas en el macizo rocoso.
La longitud de retacado "T» aumenta con el diáme-
J tro de perforación, pudiendo llegar a constituir la partealta del barreno una fuente potencial de formación debloques.
En rocas masivas, cuando la longitud de carga ,<1»y el diámetro "O» presentan ratios "l/O < 60», unincremento de este último parámetro tiende a au-mentar la fragmentación. Esto se explica por el
J efecto de rotura de los extremos de las cargas cilín-dricas poco alargadas. Conforme "l/O» tiende hacia60, la importancia de las regiones hemisféricas de-
J crece.
Cuando "l/O > 60», un incremento de "O» obligaa elevar el consumo específico si se quiere mantener
..-/ la fragmentación.En voladuras a cielo abierto los diámetros cubren un
amplio rango desde los 50 mm hasta los 380 mm. EnJ obras públicas es habitual operar con valores de "O»
entre 50 y 125 mm, mientras que en minería la tenden-cia ha sido incrementar este parámetro de diseño,
..-/ siendo habituales diámetros comprendidos entre 165mm y 310 mm.
En trabajos subterráneos el aumento del diámetro de.-/ los barrenos ha sido limitado y sólo en la minería metá-
lica se han alcanzado valores entre 125 mm y 220 mm.En el avance de galerías y túneles se opera en el rangode 32 mm a 64 mm y en las voladuras en banco para
j excavaciones de cavernas lo normal son calibres entre64 y 90 mm.
En relación con los equipos de carga, debe existir un/ equilibrio entre las dimensiones de éstos, los diáme-
tros de perforación y la capacidad de las unidades detransporte, Fig. 19.4.
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../
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;.
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../ 9 - 10 11m3
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../Figura 19.4. Triángulo de dimensionamiento de los equipos
de perforación, carga y transporte.
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3. ALTURA DE BANCO
La rigidez del paralelepípedo de roca situado de-lante de los barrenos tiene una gran influencia sobrelos resultados de las voladuras. Cuando la relación"H/B» es grande, el desplazamiento y deformaciónde la roca es fácil, particularmente en el centro delbanco. Ash (1977) señala que la relación óptima es"H/B:2: 3».
Si "H/B = 1», se obtendrá una fragmentacióngruesa con problemas de sobreexcavación y repiés.Con "H/B = 2» se aminoran estos efectos, eliminán-dose en su totalidad con "H/B :2: 3».
~
IrB~1
T
H
B~2
H
B~3
Figura 19.5. Estados de flexión de un banco con distintasrelaciones HIB (Ash).
La condición "H/B :2: 3» se cumple generalmenteen canteras y en explotaciones de descubierta decarbón, pero no en minería metálica puesto que laaltura de banco viene impuesta por:
- El alcance de la máquina de carga, y
- La dilución del mineral.
Cuando "H» es pequeña cualquier variación de lapiedra "B» o el espaciamiento "S» tiene una graninfluencia en los resultados de las voladuras. Cuando"H» aumenta, manteniendo "B» constante, el espa-ciamiento puede incrementarse sin verse afectada lafragmentación hasta un valor máximo.
Si las alturas de banco son muy grandes, puedenpresentarse problemas de desviación de los barrenosque afectarán no sólo a la fragmentación de la roca,sino que incluso aumentarán el riesgo de generarfuertes vibraciones, proyecciones, y sobreexcavacio-nes, pues la malla de perforación "B x S» no se man-tendrá constante en las diferentes cotas del barreno.
245
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Canteras
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100
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30 48 54ALTURA DE BANCO1m)
"--'
36 42 60
Figura 19.6. Diámetro de perforación vs. Altura de banco.
4. INCLlNACION DE LOS BARRENOS
En las voladuras en banco la perforación inclinadapresenta numerosas ventajas, pero también algunosinconvenientes que deberán ponderarse en cada casoparticular. Habitualmente, con equipos de perforaciónrotopercutivos los barrenos son inclinados, pero en lasgrandes minas a cielo abierto donde se utilizan perfo-radoras rotativas la tendencia parece dirigirse hacialos barrenos verticales.
Las ventajas que presenta la perforación inclinadason:
- Mejor fragmentación, desplazamiento y esponja-miento de la pila de material, ya que se mantienemás uniforme el valor de la piedra «B» a lo largo delbarreno y aumenta el ángulo de la trayectoria deproyección. Fig. 19.7. '.
SECUENCIA DE INICIACIDN
,/
-
Figura 19.7. Perforación inclinada vs. Perforación vertical.
246
"--'
- Menores problemas de descabezamiento de barre- ',,-nos, Fig. 19.7, disminuyendo así los cortes y fallosen las voladuras.
- Taludes más sanos y seguros en los nuevos bancos,creados. '----
- Mayor rendimiento de las palas cargadoras de rue-das debido a la menor altura y mayor esponja-
~miento de la pila. '---
- Menor sobreperforación y mejor aprovechamientode la energía del explosivo con la consiguientedisminución del nivel de vibraciones producido. '---
- Menor consumo específico de explosivo al refle-jarse de forma más eficiente la onda de choque enel pie del banco y posibilidad de aumentar la di- "-
mensión de la piedra con menor riesgo de apari-ción de repiés. Fig. 19.8.
..........
- En explotaciones de carbón, no se produce una
'--ZONA PRODUCTORA
DE BLOQUES
'--
'--
"-...
Figura 19.8, Ventajas de los barrenos inclinados.'--
~
sobretrituración de éste durante la voladura de es-téril.
- Mayor rendimiento de la perforación por unidadvolumétrica arrancada.
Por el contrario, los inconvenientes son:
- Mayor desviación de los barrenos cuando éstosson largos.
- Aumenta la longitud de perforación.
- Dificulta el posicionamiento de las perforadoras ylas operaciones de emboquille.
- Exige una supervisión cuidadosa que repercute enlos tiempos improductivos.
- Disminuye el empuje disponible en las perfora-doras. por lo que en rocas duras la velocidad depenetración se ve limitada en proporción directaal ángulo de inclinación del mástil.
- Mayor desgaste de las bocas, varillaje y estabili-zadores.
- Menor disponibilidad mecánica de la máquina deperforación, debido a los mayores esfuerzos defatiga en el mástil y desgastes en el sistema detraslación.
- Con excavadoras de cables la reducción de laaltura de la pila repercute negativamente en elrendimiento de carga.
- Empeoramiento del barrido delos detritus, debido alas fuerzas de rozamiento que hacen necesario unaumento del caudal de aire.
- Problemas de carga de explosivo, especialmenteen barrenos con agua.
5. RETACADO
El retacado es la longitud de barreno que en la partesuperior se rellena con un material inerte y tiene lamisión de confinar y retener los gases producidos en laexplosión para permitir que se desarrolle por completoel proceso de fragmentación de la roca. Si el retacadoes insuficiente se producirá un escape prematuro delos gases a la atmósfera, generándose problemas deonda aérea y riesgo de proyecciones. Por el contrario,con un retacado excesivo se obtendrá gran cantidadde bloques procedentes de la parte alta del banco,poco esponjamiento de la pila de material y un nivel devibración elevado.
En la determinación del retacado, se deben tener encuenta:
- El tipo y tamaño del material utilizado, y
- La longitud de la columna de retacado.
Normalmente, el material que se emplea es el detri-fa de perforación, debido a su disponibilidad junto ala hoca del barreno. Sin embargo, recientes estudios
han demostrado que el material granular anguloso,como la piedra procedente de machaqueo, es másefectivo y que la resistencia a la eyección de la columnade retacado aumenta con la disminución del contenidode humedad.
El retacado más eficaz se alcanza para tamaños
de partícula entre .d/17 D» y ,,1/25 D».Las investigaciones realizadas por Otuonye indican
que utilizando un material de retacado con un diá-metro ,,1/25 D» procedente de trituración, puede re-ducirse la longitud de retacado hasta un 41 %.
En la práctica, las longitudes óptimas de retacadoaumentan conforme disminuyen la competencia y ca-lidad de la roca, variando entre ,,20 D» y ,,60 D". Siem-pre que 3ea posible debe mantenerse una longitud deretacado superior a ,,25 D» para evitar los problemasde onda aérea, proyecciones, cortes y sobreexcava-ciones.
En voladuras múltiples, debe prestarse especial cui-dado en el retacado de los barrenos de la primera fila,sobre todo cuando el frente se encuentra con irregula-ridades que hacen que desde la cabeza al pie del bancola dimensión de la piedra varie ampliamente.
Cuando el cebado se realiza en cabeza hay quetener en cuenta el efecto negativo del cordón deto-nante sobre el material de retacado, ya que lo com-prime lateralmente creando una vía de escape prema-turo de los gases de explosión a la atmósfera.
En voladuras subterráneas con el método de barre-nos largos, el retacado intermedio entre las cargasespaciadas y secuenciadas se dimensionará para evi-tar la iniciación simultánea por simpatia y la desensibi-lización por precompresión, manteniendo un grado defragmentación de la roca que no dificulte la carga.
6. SOBREPERFORACION
La sobreperforación "J» es la longitud de barrenopor debajo del nivel del piso que se necesita para rom-per la roca a la altura del banco y lograr una fragmenta-ción y desplazamiento adecuado que permita al equipode carga alcanzar la cota de excavación prevista.
Si la sobreperforación es pequeña no se producirá elcorte en la rasante proyectada, resultando la apariciónde repiés con un considerable aumento de los costesde carga.
Pero, si la sobreperforación es excesiva se produ-cirá:
- Un aumento de los costes de perforación y vola-dura.
- Un incremento del nivel de vibraciones.
- Una fragmentación excesiva en la parte alta delbanco inferior, que provocará problemas en laperforación del mismo y afectará en las zonas fina-les de corta a la estabilidad de los taludes.
- Un aumento del riesgo de descabezamiento y so-breexcavación al acentuarse la componente verti-cal de desplazamiento de la roca.
247
La rotura en el fondo del barreno se produce enforma de conos invertidos cuyos ángulos con la .hori-zontal dependen de la estructura del macizo y de lastensiones residuales. Normalmente, varían entre 10° y30°, Fig. 19.9.
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Figura 19.9. Sobreperforación minima necesaria.
El valor de la sobreperforación para que se produzcala intersección de las superficies cónicas al nivel debanco vale normalmente "j = 0,3 B", pues se cumple
que "S = 1 a 1,4 B" Yademás «J = tag Ci x (~ )'" to-mando "Ci" los valores indicados.
Las relaciones normales "j/B" para voladuras enbanco se recogen en la Tabla 19.1.
TABLA 19.1
Para disminuir la sobreperforación es recomendablela utilización de explosivos que proporcionen una ele-vada concentración de energía por unidad de longituden la parte inferior de la carga y perforar barrenosinclinados. Fig. 19.10.
En explotaciones de capas horizontales de carbón,para eliminar el efecto de trituración de los extremosde las cargas, la sobreperforación toma valores negati-
248
O"zo 10°U~ 20°..J<..>30°Z
40°
0,28 0,38 0,48SOBREPERFORACION
'---
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"-
'-
Figura19.10. Reducción de la sobreperforación con la incli-nación dé los barrenos.
"-
vos, ya que se efectúa un relleno en el fondo del ba-rreno ~n una longitud aproximada de ,,4 D».
"-
La piedra «B» es la distancia mínima desde el eje deun barreno al frente libre y el espaciamiento «S» es ladistancia entre barrenos de una misma fila. Estas va-
riables dependen básicamente del diámetro de perfo-ración, de las propiedades de las rocas y de los explo-sivos, de la altura de banco y del grado de fragmenta-ción y desplazamiento del material deseado.
Se han propuesto numerosas fórmulas de cálculo. dela piedra que tienen en cuenta uno o varios de losparámetros indicados, pero todas proporcionan valo-res que se sitúan en el rango de «25 a 40 D», depen-diendo fundamentalmente de las propiedades del ma-cizo rocoso. Fig. 19.11.
En lo relativo a la piedra «B", es muy importanteasegurarse de que su dimensión es la adecuada. Va-
7. PIEDRA Y ESPACIAMIENTO
8
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5
4
3
2
50 100 I~O 200 250 .300DIAMETRO DE BARRENO (mm)
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'--
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Figura19.11. Dimensión de la piedra en función del diáme-tro de perforación.
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j
CONDICIONES DEL TERRENO-B
,
. Planos de discontinuidad en el pie delbanco. Roca estratificada horizontal. O
. Repiés poco probables. Roca blanda 0,1-0,2
. Repiés normales. Roca media 0,3
. Repiés difíciles. Roca dura 0,4-0,5
"-
ROCA BLANDA
"-
ROCA MEDIA
"-
ROCA DURA
'-
./
lores mayores o menores con respecto al teórico pre-visto pueden darse en las siguientes situaciones:
/
- Error de posicionamiento o replanteo del ba-rreno.
- Falta de paralelismo entre el barreno y la cara delbanco.
- Desviaciones del barreno durante la perforación.
- Irregularidades en el frente del talud.
/
/
Si la piedra es excesiva los gases de la explosiónencuentran mucha resistencia para agrietar y despla-
/ zar la roca, y parte de la energía se transforma enenergía sísmica aumentando la intensidad de las vi-braciones. Este fenómeno tiene su manifestación más
/ clara en las voladuras de precorte donde el confina-miento es total y se registran niveles de vibración hastacinco veces superiores a los de una voladura en banco.
Si la dimensión de la piedra es reducida los gases seescapan y expanden a una velocidad muy alta hacia el
. frente libre, impulsando a los fragmentos de roca, pro-yectándolos de forma incontrolada, y provocando
/ además un aumento en la sobrepresión aérea y elruido.
En cuanto al espaciamiento "S", su valor se calcula/ en función de la piedra, del tiempo de retardo entre
barrenos y de la secuencia de encendido. Espacia-mientos muy pequeños producen entre las cargas un
/ exceso de trituración y roturas superficiales en crá-ter, bloques de gran tamaño por delante de la fila debarrenos y problemas de repiés. Fig. 19.12.
/
/
ESPACIAMIENTO INSUFICIENTEROTURA EN CRATER
/PROBLEMASDE REPIES " """ ""~ .,
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ZONA DE BOLOS ROCA / :Z~:A "
TRITURADA: :BOLOS
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SOBREEXCAVACION ROCA TRITURADA REPIE
PLANTA SECCION
ESPACIAMIENTO EXCESIVO ROCASALIENTE
REPIES
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ZONA OE BOLOS
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8---/ ", /- /ROCA SALIENTE
PLANTA SECCION
Figura 19.12. Influencia del espaciamiento en una voladuraen banco (Dick y otros).
Dimensiones excesivas de la separación entre ba-rrenos dan lugar a una fracturación inadecuada entrecargas, acompañada por problemas de repiés y unfrente muy irregular con resaltes de roca en la nuevacara del banco.
8. ESQUEMAS DE PERFORACION
En las voladuras en banco, habitualmente, los es-quemas utilizados son cuadrados o rectangulares, de-bido a la facilidad de replanteo de los puntos de embo-quille. No obstante, los esquemas más efectivos sonlos denominados «al tresbolillo" y entre ellos el mejores el que forma triángulos equiláteros, ya que es el queproporciona la mejor distribución de la energía delexplosivo en la roca y permite obtener una mayor flexi-bilidad en el diseño de la secuencia de encendido ydirección de salida de la voladura. Este esquema pro-duce la mejor fragmentación, con un espaciamientoque vale «S = 1,15 B" para barrenos verticales y«S = 1,15 Bxcos 9", siendo «9" el ángulo con res-pecto a la vertical, para barrenos inclinados.
Si se considera un esquema cuadrado de 4,5 m delado Fig. 19.13a, el punto más alejado y equidistante delos cuatro barrenos se encuentra a una distancia de3,18 m. En el caso de un esquema al tresbolillo contriángulos equiláteros Fig, 19.13b, la malla equivalentees de 4,2 x 4,8 m y el centro del triángulo está a unadistancia de los barrenos de 2,79 m.
. . . .EL PUNTO CENTRAL EOU'O'STA
DE LOS~RENOS 3. ,. m
/(LOS 4 'ARRENOS MAS PROX'MOS
x7'OISTANTES DE X-. .
rm¡ flTT1 fTTTTTTT'
Q, ESQUEMA CUADRAOO DE 4,50 , 4,50 m.
. . .EL PUNTO CENTRAL EQU'OISTA
~-~r~ . ,i"T'TTi iTT TTTTT TTTífTi'j---~-----
b, ESQUEMAAL TRESBOLlLLO 4,20' 4,BO m
Figura 19.13. Comparación de un esquema cuadrado (a) yaltresbolillo (b).
Como la caída de la tensión producida por la ondade choque es proporcional al cuadrado de la distancia,en el punto equidistante de los barrenos con esquemacuadrado se registrará un 23% menos de energía queen el esquema al tresbolillo equivalente.
En rocas blandas, los resultados con esquemas rec-
tangulares son buenos y no suele ser necesario dispo-ner los barrenos al tresbolillo.
249
Foto 19.2. Perforación de una voladura de gran diámetro.
9. GEOMETRIA DEL FRENTE LIBRE
La geometría del frente más efectiva es aquella en laque cada punto de esa superficie equidista del centrode la carga de explosivo. Con pequeñas cargas esféri-cas esa situación se presenta en el taqueo de bolosdonde con una pequeña carga confinada en un ba-rreno se consigue la rotura con unos pocos consu-mos que llegan a ser muy bajos, del orden de 80-100g/m3. Sin embargo, en voladuras de producción concargas cilíndricas las condiciones son diferentes yson necesarias mayores cantidades de explosivo.
La geometría del frente más efectiva se consigue:
- Disponiendo la cara libre y los barrenos de formaque sean paralelos o formen el ángulo más pe-queño posible.
- Estando la roca, próxima a la superficie, algo frac-turada por las voladuras precedentes.
- Diseñando una secuencia de encendido en la quecada barreno disponga de un frente que forme unasuperficie semicilíndrica convexa o biplanar. Fig.19.14.
SECUEÑCIA DEINICIACION
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PLANOSTEORICOSDE ROTURA
Figura 19.14. Geometría del frente libre y secuencia de en-cendido.
250
/
En el caso de voladuras subterráneas, en los cuelesde los túneles o cuando se abren chimeneas dispa-rando barrenos contra un frente libre cóncavo, la , ,'-
fragmentación y el desplazamiento se consiguen congrandes dificultades. Esto explica que las distanciasdesde los primeros barrenos a dichos huecos sean máspequeñas que las que se precisarían disponiendo de "--./una cara libre plana o biplanar convexa.
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NUMERODE DETONADOR / ",DEMICRORRETARDO/ "
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I \! _/~ \
! 'e;:/ // ",1" HUECO DE EXPANSION \
I " ABIERTO CON RAISE BORE oo.
V\ / IFRENTE ADICIONAL CREADO \
POREL PRIMERBARRENO \\\,~"
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Figura 19.15. Voladura de una chimenea (Hagan).
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En cuanto a las condiciones del frente, éste debeencontrarse limpio y sin repiés, realizando antes de lavoladura las labores auxiliares necesarias. Cuando sedispara una pega teniendo aún sin cargar el escombro ' '
de la voladura anterior, que se apoya sobre alguno delos frentes libres, los problemas que aparecen $on lossiguientes: '---"'
- Se generan mayores intensidades de vibración,más sobreexcavaciones y riesgos de inestabilidad. ~.
- Se precisa un esquema más cerrado y un mayorconsumo específico de explosivo para obtener elmismo grado de fragmentación y esponjamiento '---'que con el frente descubierto.
- Es probable la aparición de repiés con aumento delos costes de carga y necesidad de voladuras se- ' 'cu ndarias.
Para obviar algunos de estos inconvenientes se re-comienda iniciar la voladura en un área alejada delfrente cubierto y diseñar la secuencia de encendidocon una dirección de salida paralela a dicho frente. Fig.19.16.
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10. TAMAÑO Y FORMA DE LA VOLADURA"'--..-
El tamaño de las,vQladuras debe ser tan grandecomo sea posible, pues se consiguen las siguientesventajas:
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- Disminución de los tiempos improductivos de los'---
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DIRECCION PRINCIPALDE DESPLAZAMIENTO
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SECUENCIA
DE INICIACION . 5/
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Figura 19.16. Disparo de voladuras con un frente cubierto.
/
/
equipos de perforación y carga, de las operacionesde replanteo, etc.
- Menor longitud porcentual de la zona perimetral delas voladuras, donde se produce una fragmenta-ción más deficiente debidoa: la mayor dificultad deestablecer esquemas regulares, al riesgo de en-contrar bloques preformados por las pegas ante-riores y al escape prematuro de los gases por lasgrietas existentes, además del mayor tiempo desupervisión y control que implica en sí la voladura.
En general, la fragmentación en las voladuras múlti-ples es mejor que en las de una sola fila. En las explota-ciones metálicas subterráneas las voladuras grandes
I también proporcionan mejores resultados.La forma de las voladuras debe ser tal que:
I - Con un frente libre, la relación longitud de frente/anchura «LV/AV» sea mayor de 3. Fig. 19.17.
i, i ,J FRENTE L, 1' i8- - --8-- --8 8-- -8---8 - --8---8- --8A o D
8---8 8 8 8-- --8- ---8- -~---8B ~ 1 E
~---8- ---8- ---8-2 -8-- --8- ---8-- --8--'1
>.~
Figura 19.17. Voladura con un frente libre.
- Con dos frentes libres las voladuras deben di-señarse con «LV/AV> 2». Fig. 19.18.
En contraposición, los inconvenjentes de las vola-duras con filas múltiples son:
- Aumento de la intensidad de las vibraciones y onda
aérea producidas, por lo que en algunos casos,como en las proximidades de zonas urbanas, noson aplicables.
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Figura 19.18. Voladura con dos frentes libres.
- Aparición de sobreexcavaciones yproyecciones enlas últimas filas si no se ha disparado con unasecuencia correcta.
- En rocas muy blandas, reducción de la bonifica-ción del volumen arrancado por sobreexcavaciónal disminuir el número de voladuras.
Foto 19.3. Voladura con dos frentes libres.
251
11. VOLUMEN DE EXPANSION DISPONIBLE
Cuando la roca se fragmenta se produce un aumentode volumen. Si el hueco en el que se expande el mate-rial es menor del 15% del volumen de éste, los meca-nismos de rotura se verán afectados negativamente ylos fragmentos de roca tenderán a entrelazarse dandocomo resultado un apelmazamiento de éstos.
En voladuras subterráneas de gran tamaño, se re-comienda que el volumen de expansión disponible seamayor del 25% para conseguir un flujo adecuado de'laroca hacia los puntos de carga y evitar la formación decampanas colgadas.
En el avance de túneles y galerías si el volumen dehueco en el cuele es demasiado pequeño se produciráun fenómeno de sinterización o deformación plásticadel material finamente troceado. Siempre que sea po-sible se recomienda que el volumen de expansión útilsea mayor del 15%del propio volumen del cuele. Enaquellos diseños de voladuras donde no se dispone debarrenos vacíos, el empuje de la roca se conseguirá aexpensas de aumentar la carga específica en dichazona.
12. CONFIGURACION DE LAS CARGAS
Cuando los barrenos sean de pequeña longitud seusarán columnas continuas de explosivo, pero si losbarrenos son de bastante profundidad la mejor rela-ción coste/efectividad se obtendrá con cargas espa-ciadas.
Harries y Hagan (1979) han demostrado que la ten-sión generada por la detonación de una carga au-menta cuando la relación «I/D» se incrementa de O a20, permaneciendo constante a partir de ese valor.De esta forma, empleando la relación <d/D = 20» seobtendrá la fragmentación máxima y se alcanzará elvalor óptimo de la piedra «Bo». Si esas cargas soniniciadas en los puntos medios se producirá una in-tensa fragmentación en las zonas hemiesféricas decada uno de los extremos, por lo que se ha visto queuna carga continua con <d/D= 52» no es mejor quela espaciada con <d/D= 20» y un retacado de «12D».Fig. 19.19.
Sin embargo, la utilización de cargas espaciadaspuede afectar adversamente al rendimiento de las pa-las de ruedas como consecuencia del menor despla-zamiento y esponjamiento del material. Donde esteproblema no es un condicionante, el interés por estetipo de configuración de cargas dependerá de la dife-rencia entre el ahorro potencial de explosivo y eltiempo, grado de complejidad y coste de iniciaciónañadido a la columna seccionada.
El atractivo de las cargas espaciadas aumentaráconforme los explosivos se encarezcan, el retacadopueda mecanizarse y cuando las vibraciones constitu-yan una limitación y sea preciso disminuir las cargas
252
25~
A+.i ..
~E.
25 D
52
20 D
20 D
12 D
Figura 19.19. Columnas de cargas continuas y espaciadas.
operantes mediante el seccionado y secuenciado delexplosivo dentro de un mismo barreno.
En obras a cielo abierto, las alturas de banco míni-mas para poder dividir la columna de forma efectivadeben ser tal que «H/D > 70».
En las.voladuras donde se produzcan grandes blo-ques procedentes del retacado se deberán usar cargaspuntuales. Fig. 19.20.
.'8;
~CARGACILlNDRICAALARGADA
Figura 19.20. Empleo de cargas puntuales en la zona deretacado.
También cuando la perforación es vertical y el hori-zonte rocoso de la zona de retacado es de mayor re-sistencia que en el resto del banco, puede ser aconse-jable perforar barrenos de descarga, o auxiliares, queayuden a conseguir una fragmentación adecuada.Fig. 19.21.
13. DESACOPLAMIENTO DE LAS CARGAS
La curva Presión-Tiempo de los gases de la explo-
J
-.-/
J
J
Figura 19.21. Barrenos auxiliares para ayudar a la fragmen-
J tación en la parte alta del banco.
J sión puede controlarse para un explosivo encartu-chado con dos técnicas conocidas por "Desacopla-
--o miento y espaciamiento de las cargas». La primeraconsiste en dejar un hueco vacío o con material inerte
J entre la columna de explosivo y la pared del barreno.La segunda se basa en dividir la carga por medio de
~ separado res de aire o material poroso.J .
J zo(ñwo:<1-
A - CARGA ACOPLADA
J
B - CARGA DESACOPLADA
J ~J
TIEMPO
-./
Figura 19.22. Curvas Presión - Tiempo con o sin desacopla-miento de las cargas.
-./
Experiencias llevadas a cabo por Melnikov (1972),./ empleando desacoplamientos del 65 al 75%, demues-
tran que en algunas rocas se mejora la fragmentación y" uniformidad de la granulometría, disminuyé'ndose el
./ porcentaje de la voladura secundaria entre 2 y 10 ve-ces, así como el consumo específico de explosivo y laintensidad de las vibraciones.
La presión efectiva de los gases sobre la pared del.-/ barreno con cargas desacopladas o espaciadas viene
dada por:,
PSe = PS X ( ~: r'z
./
donde:.-/
PS ~ Presión de barreno.
.-/ Ve Y Vb = Volumen del explosivo y del barreno,respectivamente.
./
Actualmente, las tendencias para controlar la curvade presión consisten en emplear explosivos a granel alos que se incorpora un material diluyente en la pro-porción adecuada. Este método es menos laborioso,más efectivo y económico y se está aplicando conprofusión en las voladuras de contorno.
14. EXPLOSIVOS
La elección de un explosivo para una determinadaoperación requiere una cuidadosa atención tanto delas propiedades de las rocas que se desean fragmentarcomo de los explosivos disponibles en el mercado.
Cuando se arrancan rocas masivas, casi toda la su-perficie específica del material se crea en la voladura ylos explosivos adecuados son los de mayor potencia yvelocidad de detonación "VD» que producen una altapresión de barreno. Por el contrario, en rocas intensa-mente fracturadas o estratificadas en las que la super-ficie total de las discontinuidades representa un árearelativamente mayor que la que se crea en la voladura,los explosivos de baja densidad y velocidad de detona-ción son los de mayor eficiencia.
Dado que además de fragmentar la roca se requiereun esponjamiento y desplazamiento del material paralograr efectuar la carga con un buen rendimiento, sedebe determinar en cada caso el equilibrio entre laenergía de tensión "ET» y la energía de los gases "ES».Para un explosivo dado, esas energías dependerán deldiámetro de las cargas, de la densidad y del sistema deiniciación.
Las emulsiones o hidrogeles poseen una "ET» alta yson de aplicación en rocas masivas duras y en aquellassituaciones donde no se precisa un desplazamientodel material, como son las voladuras V.C.R. donde lostrozos de roca caen por la acción de la gravedad.
Cuando la detonación de un explosivo crea dema-siados finos, por efecto de la trituración d'e la roca, sedeberán emplear agentes de baja densidad como elANFOy las mezclas de éste con sustancias inertes.
15. DISTRIBUCION DE LOS EXPLOSIVOS ENLOS BARRENOS
En la voladura en banco Fig. 19.23, la energía nece-saria para que se produzca la rotura de la roca no esconstante en toda su altu ra. En efecto, la energía ge-nerada por el explosivo debe superar la resistencia atracción de la roca en la sección C DD'C' y la resisten-cia a cizallamiento en la sección A'S'C'D'.
Como la resistencia a cizallamiento es superior alaresistencia a tracción, es preciso emplear una distribu-ción de carga selectiva, de forma que la energía espe-cífica en el fondo del barreno sea de 2 a 2,5 vecessuperior a la energía de la columna. Esto significa quedeben emplearse explosivos de gran densidad y po-tencia en las cargas de fondo, tales como las dinami-tas, hidrogeles y emulsiones, y explosivos de baja den-
253
e
IIIIIIIII
le'.,)',
/7 ",/// "
// "---/ '-B'
/'"
Figura 19.23. Distribución del explosivo en un barreno parafragmentar la roca en una voladura en banco.
. sidad y potencia media en la carga de columna, comoel ANFO o hidrogeles y emulsiones de baja densidad.
La carga de fondo debe tener, al menos, una longitudde ,,0,6 B" para que su centro de gravedad esté porencima o a la misma cota que el piso del banco. SegúnLangefors, prolongar la carga de fondo por encima deuna longitud igual al valor de la piedra no contribuyeapreciabLemente al efecto de rotura en el plano del piede banco, por lo que la carga inferior debe estar com-prendida entre 0,6 y 1,3 B.
Mientras que el empleo de cargas selectivas ha sidohabitual con diámetros menores de 165 mm, en las quese aplica la teoría de Langefors de cargas cilíndricasalargadas, en las explotaciones mineras a cielo abiertocon grandes diámetros de 229-415 mm, se ha exten-dido el uso de cargas continuas de ANFO a granel y enalgunos casos con cargas selectiva§,constituidas en elfondo por ANFO aluminizado, hidrogeles o emulsionescon longitudes de 8 a 16 D.
En estos casos el empleo de cargas selectivas tienelas siguientes ventajas:
- Aumenta el rendimiento de perforación como con-secuencia de un esquema más amplio y la menorlongitud de sobreperforación.
- Mejora la rotura en el fondo, eliminando los pro-blemas de repiés y favoreciendo la operación decarga -del escombro.
- Disminuye los costes de perforación y voladura,especialmente en rocas duras.
- Baja el consumo específico de explosivo debido aun mejor aprovechamiento del mismo.
254
'--
"-
'-
'--
'-
\.......
Foto 19.4. Preparación de la carga de fondo.
'-
16. CONSUMOS ESPECIFICOS DE EXPLOSI-VOS
'-...
La cantidad de explosivo necesaria para fragmentar
1 m3 o 1 t de roca es el parámetro conocido por «Con- '-sumo Específico CE". De acuerdo con la opinión denumerosos especialistas, este parámetro no consti-tuye la mejor y única herramienta para diseñar las vo-laduras, a no ser que se refiera a un explosivo patrón o "-
se exprese como consumo energético, fundamental-mente porque la distribución espacial de las cargas deexplosivo dentro del macizo rocoso tiene una gran '---influencia sobre los resultados de las voladuras.
El "CE" de una voladura se incrementa con:
"-
- El aumento del diámetro de los barrenos, la resis-tencia de la roca y el grado de fragmentación, des-plazamiento y esponjamiento requerido.
- Con una mala distribución de la carga, disminuciónde la resistencia a la eyección del retacado, disparo
"-
'--..J~of-wf-(j)o()
'--
'--
'-
1,0 1,5ESPECIFICO (Kg 1m3)
"-
Figura 19.24. Reducción de los costes de operación con elconsumo específico.
'--
'--
J
J
contra un frente libre cóncavo biplanar o cubiertode escombro, relación Longitud/Anchura inade-cuada y tiempo de retardo efectivo de las cargasinadecuado.
Cuando se utilizan barrenos paralelos al frente libre yJ esquemas triangulares equiláteros iniciados con se-
cuencias en «V1» y «V2» los consumos específicosserán menores.
Los «CE» altos, además de proporcionar una buenafragmentación, desplazamiento y esponjamiento de laroca, dan lugar a menores problemas de repiés y ayu-
. dan a alcanzar el punto óptimo de los costes totales de--' operación, es decir de perforación, voladura, carga,
transporte y trituración. Fig. 19.24.En la Tabla 19.2 se indican los valores típicos del
J «CE» en diversas clases de rocas para voladuras enbanco a cielo abierto.
--'
--'TABLA 19.2
J
J
J
J
En voladuras subterráneas los «CE» pueden variarJ entre 0,9 y 7 kg/m3, dependien<;Jo del tipQ ge roca,
superficie libre, diámetro del barreno y tipo de cue-les.
J
J 17. INICIACION y CEBADO DE CARGAS
,Para un explosivo dado, mediante el empleo de ini-
J ciadores o cebos puede variarse el equilibrio entre la«ET»y la «ES» desarrolladas durante la voladura, para
, adecuarse a las características resistentes y estructu-J rales de las rocas.
También, cuando se desea elevar la tensión en untramo de roca más dura dentro de un barreno pueden
J emplearse iniciadores colocados en esos niveles.Los tipos de iniciadores, sus efectos sobre las cargas
, y colocación de los mismos, se han estudiado en elCapítulo 14.J
J 18. TIEMPOS DE RETARDO Y SECUENCIASDE ENCENDIDO
./ Los tiempos de retardo entre barrenos y las secuen-
./
cias de encendido juegan en las voladuras un papelmuy importante pues sirven para disminuir las cargasoperantes, y por consiguiente los niveles de vibraciónproducidos, y hacer que se consiga una mayor efecti-vidad de los mecanismos de rotura y un control sobreel desplazamiento de la roca, la sobreexcavación, losrepiés y las proyecciones. Posteriormente, se analizaráncon detalle estas variables de diseño.
19. INFLUENCIA DEL EQUIPO DE CARGA ENEL DISEÑO DE LAS VOLADURAS
Los resultados de la voladura afectan a los rendi-
mientos de los distintos equipos de carga no sólo por lagranulometría del material, sino también por el es-ponjamiento de éste y el perfil geométrico de la pila.
Cuando se utilizan excavadoras de cables o hidráuli-
cas, la altura de banco se fijará en función del alcancede la máquina y las voladuras se diseñarán para queden una buena fragmentación y dejen la pila del mate-rial recogida y con pocas zonas de bajo rendimiento.Fig. 19.25.
r IE'~o LIMPIEZAEXCESIVA IIo BAJA PRODUCCIONCON EXCAVADORA I "
o ALTA PRODUCCIONCON PALA DE~ m
:::0::"" JIiJI,'\tJ)
~
o POCA LIMPIEZA
o ALTA PRODUCCION CON EXCAVADORA
o BAJA PRODUCCION CON PALA
o PELIGROSA
o POCA LIMPIEZA
o PRODUCCION ACEPTABLE
o SEGURA
Figura 19.25. Perfiles de la pila de roca volada.
Si los equipos de carga son palas de ruedas, se irá aun tipo de voladura que permita alcanzar un desplaza-miento y esponjamiento máximo de la roca, una frag-mentación fina y una altura'de la pila reducida. Fig.19.25.
En explotaciones de descubierta de carbón o deyacimientos horizontales donde se utilizan dragalinas,la tendencia actual es dar voladuras de «trayectoriacontrolada o máximo desplazamiento» que hacen quelos equipos de arranque no precisen una pluma tangrande y por tanto,. se requiera una menor inversión y
255
CONSUMOTIPO DE ROCA ESPECIFICO
(kg/m-:1)
. Rocas masivas y resistentes 0,6 - 1,5
. Rocas resistencia media 0,30 - 0,6
. Rocas muy fracturadas, altera-das' o blandas 0,10-0,30
una disminución del volumen de roca de doble mani-pulación.
20. PERFORACION ESPECIFICA
Se define por perforación específica el volumen ola longitud de los barrenos perforados por una uni-dad de volumen de roca. Al igual que sucede conotros parámetros de diseño, la perforación específicaes función de la volabilidad de las rocas.
La expresión que sirve para calcular la perforaciónespecífica "PS" en ml/m3es:
donde:
PS = (H/cos~ + J)B
cos~ x S x H
H = Altura de banco (m).J = Sobreperforación (m).B = Piedra (m).S = Espaciamiento (m).~ = Angula de los barrenos con respecto a la
vertical (grados).
y si se quiere obtener "PS» en l/m3 se aplica:
[H / cos~ + J ] x [250 x re x 02 ]PS =B
-xSxHcos~
siendo:
O = Diámetro de perforación (m).
En la Fig. 19.26 se expresa la Perforación Específicaen función de "O» y la Volabilidad de las rocas.
~E:::: 1,6
«u¡:;:: 1,4UweL(f)w 1,2Zo
~ 1,0o::oLL
f:5 0,8eL
1 MUY 8UENA VOLABILlDAD2 BUENA \/OLABILlDAD3 MALA VOLABILlDAD
4 MUY MALA VOLABILlDAD
4
0,6
3
2
0,4
25 51 76 102127152 178203 230 254280 305DIAMETRO DEL BARRENO(mm)
Figura 19.26. Perforación Específica de cuatro tipos de rocaen bancos de 12 m de altura.
256
',-En la Fig. 19.27, se representa un ábaco que permite
calcular a partir de la "PS» el volumen de roca voladopor metro lineal perforado, según el diámetro de losb
' "-arrenos, y reclprocamente.
'---
i:::: 1,8
'-
'---«u¡¡; 1,6UwCL(f)w 1,4Zoo« 1,2o::oLLo::W 1,0CL
DIAMETRO DEL
BARRENO (mmJ
"-
"--..
0,8
0,6
0,4
0,5 0,7 1,5 2 3 4 5 6 7 8 10 15 20 25 30 40 50 60
VOLUMEN DE ROCA ARRANCADA POR METRO PERFORADO (m'/ml)
'-
Figura 19.27. Relación entre el rendimiento de arranque y laperforación específica. '-
'-21. DESVIACION DE LOS BARRENOS
Los factores causantes de las desviaciones de los "-
barrenos se agrupan en cuatro tipos.Primero, las propiedades estructurales, tales como
los planos de esquistosidad, las diaclasas, las juntas "-
abiertas con material blando de relleno, los cambios delitología, etc. Este grupo es especialmente importantecuando la dirección de perforación es oblicua a los "'-.-
planos citados.Segundo, si el diámetro de perforación elegido es
demasiado grande comparado con el diámetro del va-rillaje, se produce una desviación de los barrenos por "-
la falta de resistencia de la sarta al pandeo, y ademásun desgaste prematuro de ésta.
"-
'--
"-
'--
'--
Figura 19.28. Desviaciones de los barrenos y errores en laperforación. '--
'--
/y por último, los errores de alineación yemboquille
que son los más comunes en las operaciones de per-,foración.
En cuanto a los primeros, son frecuentes desviacio-nes de más de 10 cm o incluso una distancia igual a lamagnitud del diámetro. Los errores de alineación se
/ deben al mal posicionamiento de las deslizaderas. Al-gunos valores típicos son los indicados en la Tabla19.3.
/
/ TABLA 19.3
/
/
/
/
Foto 19.5. Estabilizador de una perforadora rotativa.
21.1. Control de la desviación de los barrenos
El conocimiento de la desviación de los barrenos esmuy importante con vist3.sa alcanzar la fragm"'entación.Permite comprobar que los esquemas geométricos delas voladuras no se apartan demasiado de los nomina-les y evitar así los posibles problemas de proyeccionesy sobretamaños en voladuras a cielo abierto o de dilu-ción del mineral en las minas subterráneas.
Los barrenos que presenten mayores desviacionesserán reperforados con el fin de evitar los problemasanteriores.
Actualmente, son varios los instrumentos disponiblesen el mercado para medir la desviación de los barrenos:- Sistema de brújula magnética-clinómetro (TRO-
PARI).- Clinómetro químico de ácido.- Girocompás.- Sistema de dos clinómetros.
Los dos últimos son los más utilizados, si bien el giro-
compás más usado, que es el Interfel-Eastman, exigefotografiar las lecturas correspondientes mediante unapequeña cámara montada en el interior junto con dosclinómetros y el giroscopio de media. Aunque es un sis-tema muy preciso, el principal inconveniente es el costey tiempo invertido.
El último sistema, comercializado con el nombre deBORETRAK, consiste en una cabeza de medida en la
que se encuentran los dos clinómetros mutuamente per-pendiculares. El resto de los componentes son:
- Conjunto de varillas de 1,82 m de longitud, unidasentre ellas con articulaciones en los extremos.
- Cable de conexión entre la cabeza de lectura y lalibreta electrónica.
- Libreta electrónica de 7.800 bytes de capacidad ybateria recargable.
- Soporte de varillas.- Programa para ordenador compatible IBM-PC.
La cabeza es de acero inoxidable con una longitud de36 cm y 3,8 cm de diámetro que va fija a la primera vari-lla. La precisión de los clinómetros es de 0,010, queequivale a 5,3 cm para una distancia de 30 m.
Las varillas, cuya función es permitir descender lacabeza de lectura en los barrenos, son de 1,82 m delongitud y 2,5 cm de diámetro. Son muy ligeras, ya queestán fabricadas por un material de fibra de carbono, yal ser articuladas, pero sin giro, permiten orientar lostaladros. La profundidad del detector se determinamediante el número de varillas dentro del barreno, quepuede llegar hasta 100 m. El peso del conjunto de vari-llas para una longitud de 30 m es de 13,5 kg.
Al"""",,,II
Figura 19.29. Introducción de las varillas dentro del barreno.
257
ERROR DE
ALlNEACION (%)
ALlNEACION
SISTEMA DE ALlNEACION NORMAL CUIDADOSA
Manual 4-7 3-5
Con Inclinómetro 0,5-1,0 0,2-0,5
La libreta electrónica, denominada CDU, posee unmicroordenador incorporado que sirve para registrar losdatos proporciondos por los clinómetros, la inclinación yel buzamiento de la cabeza de lectura. Mediante un,teclado, el operador puede introducir información adicio-nal de referencia como: la fecha, número de barreno,longitud de las varillas y longitud que corresponde a laúltima varilla introducida.
La información almacenada en la memoria de la CDUse transfiere a un ordenador compatible IBM, de almenos 640 k de capacidad. El software desarrolladopermite determinar las coordenadas del barreno paracada una de las profundidades en las que se han efec-tuado lecturas. El sistema de coordenadas puede serarbitrario o identificado con uno existente si se conoceel azimut de referencia del BORETRAK.
El programa permite representar gráficamente la pro-yección en planta y el perfil de los barrenos a una esca-la determinada, Fig. 19.30, pudiendo compararse conlas trayectorias diseñadas. La escala horizontal sesuele hacer mayor que la vertical con el fin de eviden-ciar más la desviación de los barrenos.
El procedimiento operativo consiste en ir introducien-do de una en una las varillas dentro del barreno, presio-nando cada vez en la libreta electrónica la tecla ENTER,con el fin de registrar los datos. El tiempo invertido enintroducir las varillas, efectuar las lecturas y sacar todoel sistema oscila entre 4 y 6 minutos para un barreno de20 m.
El número de barrenos que puede ser registrado sinnecesidad de transferir los datos al ordenador, varíac.onla longitud de éstos.
TABLA 19.4
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258
La única limitación que presenta este sistema es quelos barrenos deben tener un ángulo con respecto a lahorizontal superior a 60°, debido a la precisión de losclinómetros y principio de funcionamiento.
En los proyectos subterráneos la manipulación de lasvarillas exige una altura mínima disponible de 3 m.
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E»' o El.. o.~, D.". "'.J"o."p","" ~
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LONGITUDDELOSBARRENOS(m) NUMERODEBARRENOS
20 12040 6090 30
+90 10