manual de perforación y voladura de rocas
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SERlf:Tecnología y Seguridad Minera~ 11
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PARTE 1. PERFORACION
CAPITULO 1. METODOS DE PERFORACION DEROCAS................................................
1. Introducción ...............
2. Tipología de los trabajos de perforación en elarranque con explosivos...................................
3. Campos de aplicación de los diferentes méto-dos de perforación..............................................
4. Clasificación de las rocas y propiedades físi-cas principales....................................................4.1. Clasificación de las rocas por su origen .....
4.1.1. Rocas ígneas ................................4.1.2. Rocas metamórficas .....................4.1.3. Rocas sedimentarias.....................
4.2. Propiedades de las rocas que afectan a laperforación .4.2.1. Dureza ..........................................4.2.2. Resistencia ...................................4.2.3. Elasticidad.....................................4.2.4. Plasticidad.....................................4.2.5. Abrasividad ...................................4.2.6. Textura..........................................4.2.7. Estructura......................................
Bibliografía .
CAPITULO 2. PERFORACION ROTOPERCUTIVA.....1. Introducción ........................................................
. 2. Fundamentos de la perforación rotopercutiva.2.1. Percusión '~.......2.2. Rotación ....................................................2.3. Empuje ......................................................2.4. Barrido... ..............................
3. Perforación con martillo en cabeza...................3.1. Perforadoras neumáticas...........................3.2. Perforadoras hidráulicas ............................
4. Perforación con martillo en fondo.....................
5. Sistemas de avance............................................5.1. Empujadores .............................................5.2. Deslizaderas de cadena ............................5.3. Deslizaderas de tornillo .............................5.4. Deslizaderas de cable ...............................5.5. Deslizaderas hidráulicas............................
6. Sistemas de montaje ,......6.1 . Sistemas de montaje para aplicacionessub-
terráneas ...............................6.2. Sistemas de montaje para aplicaciones a
cielo abierto .......................................
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6.3. Perforadoras manuales .............................7. Captadores de polvo ..........................................8. Inclinómetros ......................................................
9. Velocidad de penetración ..................................9.1. Extrapolación de datos reales....................9.2. Fórmulas empíricas ...................................9.3. Ensayos de laboratorio ..............................
10. Velocidad media de perforación........................
11. Cálculo del coste de perforación ......................11.1. Amortización..............................................11.2. Intereses, Seguros e Impuestos ................11.3. Mantenimiento y reparaciones...................11.4. Mano de obra ".........11.5. Combustible o energía...............................11.6. Aceites, grasas y filtros..............................11.7. Bocas, varillas, manguitos y adaptadores..
Bibliografía ..
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CAPITULO3. ACCESORIOSDEPERFORACIONROTOPERCUTIVA..............................
1. Introducción , ...................2. Tipos de roscas ..................................................3. Adaptadores........................................................4. Varillaje................................................................5. Manguitos............................................................6. Bocas ,..........
7. Cálculode necesidadesde accesorios de per-foración .
8. Cuidadoy mantenimiento de bocas..................
9. Cuidado y mantenimiento del varillaje..............
10. Guía para la identificación de las causas de ro-tura de los accesorios de perforación...............
Bibliografía .
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CAPITULO 4. PERFORACION ROTATIVA CONTRICONOS .........................................
1. Introducción ........................................................
2. Montaje y sistemas de propulsión.....................3. Fuentes de energía .............................................4. Sistemas de rotación..........................................
5. Sistemas de empuje y elevación "..........
6. Mástil y cambiador de barras.............................
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7. Cabina de mando................................................8. Sistema de evacuación de los detritus .............9. Sarta de perforación ...........................................
9.1. Acoplamientode rotación ..........................9.2. Barra..........................................................9.3. Estabilizador..............................................9.4. Perforación en una pasada (Single Pass)..9.5. Amortiguadorde impactos y vibraciones ...9.6. Ensanchadores de barrenos ......................
10. Elementos auxiliares..........................................10.1. Eliminacióndel polvo.................................10.2. Nivelación..................................................10.3. Estabilidad.................................................10.4. Capacidad para remontar pendientes........10.5. Inyecciónde aceite o grasa .......................
11. Práctica operativa. Variables de perforación...11.1. Empujesobre la boca ................................11.2. Velocidadde rotación ................................11.3. Desgaste de la boca..................................11.4. Diámetrode perforación............................11.5. Caudal de aire """"""""""""""""""""'"11.6. Criteriosde selección de perforadoras.......
12. Velocidad de penetración ..................................12.1. Ensayos sobre muestras ...........................12.2. Fórmulas empíricas de estimación de la ve-
locidad de penetración ..............................12.3. Velocidadmedia de perforación ................
13. Cálculo del coste de perforación ......................13.1. Amortización..............................................13.2. Intereses, seguros e impuestos,,:................13.3. Mantenimiento """"""""""""""""""""'"13.4. Mano de obra ............................................13.5. Energía......................................................13.6. Aceites y grasas """"""""""""""""""""13.7. Velocidad media........................................13.8. Boca, estabilizador y barra ........................13.9. Ejemplo de aplicación................................
Bibliografía .
CAPITULO5. TRICONOS............................................1. Triconos..............................................................
2. Elementos constitutivos y criterios de diseño.2.1. Conos ........................................................
2.1.1. Angulodel eje del cono .................2.1.2. Descentramiento """"""""""""'"2.1.3., Angulo del cono ............................2.1.4. Longitud de los dientes .................2.1.5. Espesor del cono ..........................
2.2. Rodamientos .............................................2.3. Cuerpo del tricono .....................................
3. Metalurgiade los materiales del tricono...........4. Tipos de triconos................................................
5. Selección del tipo del tricono """"""""""""""
5.1. Triconos de dientes """"""""""""""""'"... 5.2. Triconos de insertos ..................................6. Efectos de los parámetros de operación sobre
los triconos .........................................................6.1. Efectos del peso sobre los cojinetes ..........6.2. Efecto del peso sobre los elementos de corte
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6.3. Efectode la velocidad de rotación sobre lavida de los cojinetes ..................................
6.4. Efecto de la velocidad de rotación sobre loselementos de corte ....................................
7. Selección de toberas """""""""""""""""""""
8. Evaluación de los triconos gastados................9. Ejemplo de selección de un tricono ..................
10. Código IADC(International Association of Dri-lling Contractors) ................................................
Bibliografía .
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CAPITULO 6. PERFORACION ROTATIVA PORCORTE .
1. Introducción ........................................................
2. Fundamento de la perforación por corte ..........3. Evacuación del detrito........................................
4. Utiles de Corte """"""""""""""""""""""""""
Bibliografía .
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CAPITULO 7. METODOSDEPERFORACIONy SIS-TEMAS DE MONTAJE ESPECIALES
1. Introducción ........................................................
2. Perforación a través de recubrimiento..............2.1. Método OD ................................................2.2. Método ODEX (Overburden Drillingwith the
Eccentric)""""""""""""""""""""""""'"
3. Perforación de pozos .........................................4. Perforación de chimeneas .................................
4.1. Plataforma trepadora Alimak .....................4.2. Jaula Jora ..................................................4.3. Método Raise Boring .................................
5. Perforación térmica (Jet Piercing).....................5.1. Proceso de perforación térmica .................5.2. Aplicaciones ..............................................
6. Perforación con chorro de agua........................7. Perforación de rocas ornamentales ..................
Bibliografía .
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CAPITULO 8. COMPRESORES ................................1. Introducción ........................................................
2. Tipos de compresores........................................2.1. Compresoresde pistón..............................2.2. Compresoresdetornillo.............................2.3. Compresorde paletas................................
3. Accionamiento ....................................................4. Elementos auxiliares ..........................................
4.1. Filtrosde aspiración...................................4.2. Separadores de agua ................................4.3. Depósitode aire.........................................4.4. Engrasadores ............................................4.5. Elevadores de presión ...............................4.6. Mangueras flexibles...................................
5. Cálculo de las caídas de presión.......................Bibliografía .
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PARTE 11.EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS
CAPITULO9. TERMOQUIMICADELOSEXPLO-SIVOSY PROCESODEDETONA-CION...................................................
1. Introducción ........................................................
2. Deflagración y detonación .................................
3. Proceso de detonación de un explosivo...........4. Termoquímica de los explosivos.......................5. Calor de explosión..............................................
6. Balance de oxígeno ............................................
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7. Volumen de explosión ........................................8. Energía mínima disponible ................................9. Temperatura de la explosión .............................
10. Presión de explosión..........................................Bibliografía. .................................................................
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CAPITULO10. PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS1. Introducción """"""""""""""""""""""""""""
2. Potencia y energía """""""""""""""""""""""2.1. Método Traulz............................................
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2.2. MorteroBalístico........................................2.3. Métodode la Potencia Sísmica..................2.4. Métodode Cráter.......................................2.5. Método del Aplastamiento de un Cilindro...2.6. Método de la Placa ....................................2.7. Medidade Energía Bajo el Agua ...............2.8. Fórmulas Empíricas...................................
3. Velocidad de detonación....................................3.1. Método D'Autriche.....................................3.2. Kodewimetro..............................................3.3. Cronógrafo.................................................
4. Densidad.............................................................5. Presión de detonación .......................................6. Estabilidad ..........................................................
7. Resistencia al agua ............................................8. Sensibilidad ........................................................
8.1. Sensibilidad a la iniciación.........................8.2. Sensibilidad al choque y a la fricción.........8.3. Sensibilidad al calor...................................8.4. Diámetrocrítico .........................................
9. Transmisión de la detonación ...........................10. Desensibilización...............................................
10.1. Desensibilizaciónpor cordón detonante....10.2. Desensibilizaciónpor efecto cana!.............10.3. Presión ejercida por cargas adyacentes....
11. Resistencias a las bajas temperaturas .............12. Humos .................................................................
Bibliografía .
CAPITULO11. EXPLOSIVOSINDUSTRIALES........1. Introducción ........................................................2. Agentes explosivos secos .................................
2.1. NitratoAmónico.........................................2.2. ANFO ".............2.3. ALANFO....................................................
3. Hidrogeles ...........................................................4. Emulsiones .........................................................
5. ANFOpesado "............................6. Explosivos gelatinosos ......................................7. Explosivos pulverulentos ..................................8. Explosivos de seguridad....................................9. Pólvoras ..............................................................
10. Explosivos de dos componentes ......................11. Explosivos comercializados en España ...........Bibliografía : .
CAPITULO12. CRITERIOSDESELECCIONDEEX-PLOSIVOS........................................
1. Introducción ........................................................
2. Precio del explosivo """""""""""""""'.."""""3. Diámetro de carga ..............................................4. Características de la roca ..................................
4.1. Rocas masivas resistentes ........................4.2. Rocas muy fisuradas .................................4.3. Rocas conformadas en bloques.................4.4. Rocas porosas...........................................
5. Volumen de roca a volar ....................................6. Condiciones atmosféricas .................................
7. Presencia de agua ,.........................8. Problemas de entorno ........................................9. Humos .................................................................
10. Condiciones de seguridad ...............................11. Atmósferas explosivas.....................................12. Problemas de suministro .................................
Bibliografía .
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CAPITULO13. ACCESORIOSDEVOLADURA........1. Introducción ........................................................2. Sistemas no eléctricos de iniciación.................
2.1. Detonadores iniciadospor cordones deto-nantes de muy bajo gramaje .....................
2.2. Detonadores Nonel o sistemas de tubo dechoque .Detonadores Hercudet...............................Multiplicadorestemporizados ....................Relés de microrretardoen superficie y en .barreno .
2.6. Detonadores ordinarios y mecha lenta.......2.7. Cordones detonantes ,.............
3. Sistemas eléctricos de iniciación......................3.1. Detonadores eléctricos convencionales.....3.2. Detonadores eléctricos Magnadet. Multipli-
cadores Magna ..........................................3.3. Detonadores temporizados electrónicos....
4. Fuentes de energía .............................................4.1. Explosores convencionales .......................4.2. Iniciaciónpor corriente alterna...................4.3. Explosores secuenciales ...........................
5. Otros accesorios ................................................5.1. Conectadores "....................................5.2. Tubos omega y enchufables ......................5.3. Elementos centralizadores y de retención.5.4. Taponesparael retacadode barrenos......5.5. Tapones de señalización de barrenos .......5.6. Embudos ...................................................5.7. Atacadores ................................................5.8. Equipos de retacado ..................................5.9. Instrumentos de medida de la dimensión de
la piedra .....................................................5.10. Sistema de predicción de tormentas..........
Bibliografía .
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CAPITULO14. SISTEMASDE INICIACIONy CEBA-DO.....................................................
1. Introducción ,.................................................
2. Iniciación del ANFOa granel.............................2.1. Iniciacióncon cargas puntuales .................2.2. Clases de iniciadores.................................2.3. Iniciaciónpor cordón detonante .................2.4. Iniciacióncon multiplicadory cordón deto-
nante..........................................................3. Iniciación del ANFOencartuchado....................
4. Iniciación de hidrogeles vertibles o bombea-bles......................................................................
5. Iniciación de cartuchos de hidrogeles y emul-siones ..................................................................
6. Localización de los iniciadores .........................6.1. Cebado en fondo ,...................6.2. Cebado en cabeza.....................................6.3. Cebado múltiple.........................................6.4. Cebado axial..............................................
7. Cebado de cartuchos de explosivos conven-. cionales ...............................................................
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CAPITULO15. SISTEMASMECANIZADOSDECARGAY DESAGÜEDEBARRE-NOS 197
1. Introducción . 197
2. Sistemas mecanizados de carga de barrenos.. 1972.1. Explosivosencartuchados 1972.2. Explosivostipo ANFO 1982.3. Explosivosdel tipo hidrogeles y emulsiones 202
3. Sistemas de desagüe 206Bibliografía 208
PARTE 111.VOLADURAS
CAPITULO 16. MECANISMOS DE ROTURA DE LAROCA................................................
1. Introducción ........................................................
2. Mecanismos de rotura de roca ..........................
2.1. Trituración de la roca .................................2.2. Agrietamiento radial...................................2.3. Reflexión de la onda de choque.................2.4. Extensión y apertura de las grietas radiales2.5. Fracturación por liberación de carga..........2.6. Fracturación por cizallamiento ...................2.7. Rotura por flexión ......................................2.8. Rotura por colisión.....................................
3. Transmisión de la onda de choque en un mediorocoso .
4. Rendimiento energético de las voladuras ........Bibliografía .
CAPITULO 17. PROPIEDADES DE LAS ROCAS YLOS MACIZOS ROCOSOS Y SUINFLUENCIA EN LOS RESUL TA-DOS DE LAS VOLADURAS .............
1. Introducción........................................................
2. Propiedades de las rocas...................................2.1. Densidad ...................................................2.2. Resistencias dinámicas de las rocas .........2.3. Porosidad ..................................................2.4. Fricción interna ..........................................2.5. Conductividad............................................2.6. La composición de la roca y las explosiones
secundarias de polvo .................................3. Propiedades de los macizos rocosos ...............
3.1. Litología .....................................................3.2. Fracturas preexistentes .............................3.3. Tensiones de campo..................................3.4. Presencia de agua.....................................3.5. Temperatura del macizo rocoso.................
Bibliografía .
CAPITULO18. CARACTERIZACIONDELOSMACIZOSROCOSOSPARAELDISEÑODELASVOLADURAS.......
1. Introducción ........................................................
2. Realización de sondeos con recuperación de..testigo y ensayos geomecánicos ......................
3. Características de los sistemas de discontinui-dades ...................................................................
4. Sísmica de refracción.........................................
.. 5. Técnicas geofísicas de sondeos de investjgación6. Testificación de los barrenos de prodúcción...7. Caracterización del macizo rocoso durante la
perforación de barrenos.....................................7.1. Yacimientosdecarbón..............................7.2. Yacimientosmetálicos...............................
8. Intentos de correlación de índices de perfora-.ción con los parámetros de diseño de las vola-duras .8.1. Praillet.......................................................8.2. IndiceR.O. l..............................................8.3. Indicede perforaciónIp .............................
9. Sistemade gestión de datos de perforación entiempo real...........................................................
Bibliografía .
CAPITULO 19. VARIABLES CONTROLABLES DELAS VOLADURAS.............................
1. Introducción ........................................................
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2. Diámetro de los barrenos...................................3. Altura de banco...................................................4. Inclinación de los barrenos ...............................5. Retacado ..............
6. Sobreperforación................................................7. Piedra y espaciamiento ......................................8. Esquemas de perforación ..................................9. Geometría del frente libre ..................................
10. Tamaño y forma de la voladura .........................11. Volumen de expansión disponible....................12. Configuración de las cargas..............................13. Desacoplamiento de las cargas ........................14. Explosivos ..........................................................15. Distribución de los explosivos en los barrenos16. Consumos específicos de explosivos ..............17. Iniciación y cebado de cargas ...........................18. Tiempos de retardo y secuencias de encendido19. Influencia del equipo de carga en el diseño de
las voladuras.......................................................
20. Perforación específica .......................................21. Desviación de los barrenos ...............................
21.1. Controlde la desviación de los barrenos...
Bibliografía .
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CAPITULO 20. VOLADURAS EN BANCO...................1. Introducción ........................................................
2. Voladuras en banco de pequeño diámetro .......
2.1. Diámetros de perforación...........................2.2. Altura de banco..........................................2.3. Esquemas de perforación, sobreperforación
y retacado .................................................2.4. Inclinación de los barrenos ........................2.5. Distribución de cargas ...............................2.6. Ejemplo de aplicación ................................
3. Voladuras de gran diámetro...............................
3.1. Diámetros de perforación...........................3.2. Altura de banco..........................................3.3. Retacado ...................................................3.4. Sobreperforación ".............................3.5. Inclinación .................................................3.6. Esquemas de perforación ..........................3.7. Distribución de carga .................................3.8. Ejemplo de aplicación................................
4. Voladuras en banco con barrenos horizontales
5. Voladuras para producción de escollera ..........6. Voladuras de máximo desplazamiento .............
6.1. Variables de diseño de las voladuras.........
6.1.1. Diámetro de perforación ..............6.1.2. Inclinación ...................................6.1.3. Esquemas ...................................6.1.4. Piedra y espaciamiento ...............6.1.5. Sobreperforación.........................6.1.6. Retacado.....................................6.1.7. Forma de la voladura...................6.1.8. Altura de banco ...........................6.1.9. Relación altura de banco/anchura
de hueco .....................................6.1.10. Tiempos de retardo y secuencias
de encendido..............................Tipo de explosivo ........................Cebado .........................Consumo específico o factor deenergía .......................................
6.2. Método de diseño de D'Appolonia Consul-ting Engineer ..............................................
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Apéndice l. Fórmulas de cálculo de esquemas devoladuras en banco ....................................................
1. Andersen (1952)..................................................
2. Fraenkel (1952) ...................................................
3. Pearse (1955) ......................................................
4. Hino (1959) ..........................................................
5. Allsman (1960) ....................................................
6. Ash (1963) ...........................................................
7. Langefors (1963) ,..................................
8. Hansen (1967) .....................................................
9. Ucar (1972) ..........................................................
10. Konya (1972).......................................................
11. Foldesi (1980) .....................................................
12. Praillet (1980) ......................................................
13. López Jimeno E. (1980) ......................................
14. Konya (1983) "15. Berta (1985).........................................................
16. Bruce Carr (1985)................................................
17. Olofsson (1990)...................................................
18. Rustan (1990)......................................................
Bibliografía ..
CAPITULO21. VOLADURASENOTROSTRABA-JOSA CIELOABIERTO...................
1. Introducción........................................................2. Excavación de carreteras y autopistas .............
2.1. Diámetros de perforación...........................2.2. Longitudesdeperforación "
2.3. Distribución de carga y retacado................2.4. Esquemas de perforación ..........................2.5. Secuencias de encendido..........................
3. Voladuras de zanjas ...........................................
3.1. Diámetros de perforación...........................3.2. Esquemas de perforación ..........................3.3. Sobreperforación, retacado e inclinación...3.4. Óistribución de cargas y tipos de explosi-
vos ............................................................3.5. Secuencias de encendido..........................3.6. Controldealteraciones ,
4. Voladuras en rampas..........................................
5. Voladuras para nivelaciones .............................
5.1. Diámetros de perforación...........................5.2. Longitud de perforación .............................5.3. Distribución de cargas y retacado..............5.4. Esquemas de perforación ..........................5.5. Secuencias de encendido..........................5.6. Voladuras con barrenos horizontales..........,.
6. Voladuras para cimentaciones ::...........
6.1 . Diámetros y longitudes de perforación.......6.2. Distribución de cargas y retacado ..............6.3. Esquemas de perforación ..........................6.4. Secuencias de encendido..........................
7. Minivoladuras .....................................................
7.1. Zanjas para cables ....................................7.2. Zanjas para tuberías ..................................7.3. Hoyos para postes y vigas .........................
8. Prevoladuras.......................................................
9. Voladuras Coyote ...............................................10. Voladuras de consolidación de terrenos suel-
tos no cohesivos.................................................
10.1. Mecanismos presentes en las voladuras deconsolidación .
10.2. Diseños de voladuras de consolidación .....
10.2.1. Procedimiento de perforación ycarga de los barrenos..................
10.2.2. Dimensionado de las cargas de ex-plosivo .
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300
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301
Tipos de explosivos.....................Tiempos de retardo .....................Iniciación de las voladuras ..........Control de las vibraciones ...........Asentamientos asociados a la con-lidación .
11. Voladuras aplicadas a la restauración de terre-nos. Voladuras geoecológicas...........................11.1. Modelado de los huecos finales de excava-
ción ............................................................11.2. Modelado de escombreras y tratamiento de
superficies .
Bibliografía .
301302302302
10.2.3.10.2.4.10.2.5.10.2.6.10.2.7.
302
302
303
304
305
CAPITULO 22. VOLADURAS DE TUNELES y GALE-RIAS..................................................
1. Introducción ........................................................
2. Sistemas de avance............................................
3. Esquemas de voladura en túneles ".........
4. Tipos de cueles y cálculo de voladuras............4.1. Cueles cilíndricos ......................................4.2. Cueles quemados......................................4.3. Cueles en cráter ........................................4.4. Cueles en ángulo.......................................4.5. Galerías con capas de carbón ...................4.6. Galerías en minas de sales .......................
5. Optimización del diámetro de los barrenos......
6. Equipos para el replanteo de esquemas de per-foración .
Bibliografía "............................
307
307
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309317318318320320
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CAPITULO23. VOLADURASENPOZOSY CHIME-NEAS................................................
1. Introducción ........................................................
2. Voladuras en pozos ............................................2.1. Métodode banqueo ...................................2.2. Métodode espiral......................................2.3. Métodode sección completa .....................
3. Voladuras en chimeneas....................................
3.1. Métodos con perforación ascendente ..........3.2. Métodos con perforación descendente ........
Bibliografía .
325
325
325
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328
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329
332
CAPITULO 24. VOLADURAS SUBTERRANEAS DEPRODUCCION EN MINERIA YOBRA PUBLICA ...............................
1. Introducción .......................................................
2. Método de cráteres invertidos ...........................
2.1. Voladuras en cráter ...................................2:2. Método de explotación con cráteres inverti-
tidos «VCR» " 337
2.3. Ventajas e inconvenientesdel método «VCR» 3383. Método de Barrenos Largos 338
3.1. Método de explotación por Barrenos Largos«LBH» 338
3.2. Voladuras en el método por Barrenos Lar-gos «LBH» 339
3.3. Ventajas e inconvenientes del método de..Barrenos Largos «LBH» ............................
4. Subniveles con barrenos en abanico................
5. Método de cámaras y pilares .............................6. Método de corte y relleno ..................................7. Cámaras subterráneas en proyectos de obra
pública .7.1. Cámaraspequeñas "..........7.2. Grandescámaras "............................
Bibliografía .
333
333
333
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341
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345
346
346346
348
CAPITULO 25. VOLADURAS DE CONTORNO ........
1. Introducción ........................................................
2. Mecanismos responsables de la sobreexcava-~~......................................................................
2.1. Rotura por sobretrituración y agrietamiento2.2. Rotura por descostramiento.......................2.3. Apertura de las grietas por acción de los
gases ..3. Teoría de la voladura de contorno.....................
4. Tipos de voladuras de contorno........................
4.1. Voladuras de precorte ...............................4.2. Voladuras de recorte .................................4.3. Voladuras amortiguadas ............................4.4. Perforación en línea...................................
5. Parámetros que intervienen en una voladurade contorno.........................................................
5.1. Propiedades de las rocas y de los macizosrocosos .
5.2. Propiedades del explosivo .........................5.3. Explosivos utilizados en voladuras de con-
torno .5.4. Precisión de la perforación ........................5.5. Geometría de la voladura y secuencia de .
iniciación .5.6. La voladura de destroza y la protección de
la voladura de precorte..............................
6. Tendencias en el campo de las voladuras decontorno .
6.1. Precorte con espaciamiento de aire...........6.1.1. Criterios de diseño ......................6.1.2. Otras aplicaciones.......................6.1.3. Comparación de costes de las téc
nicas de precorte ........................6.2. Otras tendencias........................................
7. Evaluación de resultados...................................
8. Ejemplo de aplicación ........................................
9. Extracción de bloques de rocas ornamentalescon voladuras de contorno ................................
9.1. Variables de diseño ...................................9.2. Consideraciones prácticas sobre el uso de
explosivos ...9.3. Optimización del diseño de voladuras de
corte ..........................................................9.4. Ejemplo de cálculo.....................................
Bibliografía ..
CAPITULO26. VOLADURASSUBACUATICAS.......1. Introducción ........................................................
2. Métodos de ejecución ........................................3. Cálculo de cargas y esquemas de pe'fforación
4. Carga de los barrenos y sistemas de cebado...5. Tipos de explosivos ...........................................6. Efectos ambientales asociados a las voladuras
subacuáticas .......................................................
7. Método de cargas huecas ..................................8. Voladuras de túneles subacuáticos ..................
Bibliografía .
CAPITULO 27. SECUENCIAS DE ENCENDIDO YTIEMPOS DE RETARDO..................
1. Introducción ........................................................
2. Secuencias de voladuras en banco con una fila
3. Secuencias de voladuras en banco con filasmúltiples ...3.1. Voladuras con un frente libre .....................3.2. Voladura con dos frentes ...........................
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4. Secuenciasde voladuras en banco en excava-ción de cámaras subterráneas...........................
5. Tiempos de retardo ............................................5.1. Influenciadel tiempo de retardo en la frag-
mentación y desplazamiento ......................5.2. Influenciadel tiempo de retardo en las pro-
yecciones y sobreexcavación.....................6. Voladuras subterráneas en túneles y galerías.
Bibliografía .
391391
392
395
395
396
CAPITULO28. EVALUACIONDELOSRESULTADOSDELA VOLADURA 397
1. Introducción 397
2. Fragmentación y esponjamiento de la pila deescombro .2.1. Análisiscualitativovisual ~..............2.2. Métodofotográfico.....................................2.3. Métodofotogramétrico...............................2.4. Fotografía ultrarrápida ...............................2.5. Procesamiento digitalde imágenes ...........2.6. Estudiode la produccióndelequipode car-
ga 4002.7. Volumende material que requiere fragmen-
tación secundaria 4002.8. Producción e interrupciones de la triturado-
ra primaria.................................................2.9. Cribado parcial..........................................
3. Geometríade la pila, altura y desplazamiento..4. Estadofísico del macizo residual......................
4.1. Perfilesde la excavación...........................
5. Análisis del piso del banco................................6. Presenciade bolos en la pila de material.........7. Vibraciones y onda aérea...................................8. Perfilesde las excavacionessubterráneas......9. Resumen.............................................................
Bibliografía .
397
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401401
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405
405
CAPITULO 29. FRAGMENTACION SECUNDARIA yVOLADURAS ESPECIALES ............
1. Introducción ........................................................
2. Taqueo con explosivos ......................................
2.1. Con perforación de barrenos .....................2.2. Con cargas superficiales............................2.3. Con minivoladuras .....................................2.4. Con cargas conformadas direccionales .....
3. Taqueo con medios mecánicos y métodos es-peciales ...............................................................3.1. Martillos hidráulicos ...................................3.2. Agua a presión...........................................3.3. Cuñas ,3.4. Cementos expansivos ...............................3.5. Bola dinámica ".........................3.6. Fragmentación eléctrica con voladuras plas-
ma.............................................................3.7. Otros métodos de taqueo ..........................
4. Voladuras especiales ".................
4.1. Voladuras de zanjas en tierra ....................4.2. Voladuras de tocones ................................4.3. Voladura de capas de hielo .......................
Bibliografía ..
407
407
407
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409
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412
412412413414
CAPITULO30. PLANIFICACIONDELOSTRABA-JOSDEPERFORACIONy VOLA-DURA................................................
1. Introducción ........................................................
2. Factores que influyen en la planificación de laperforación y voladura .......................................2.1. Volumena excavar. Ritmosde producción
415415
415416
2.2. Equipo de carga. Altura de banco..............2.3. Geometría de la excavación. Situación geo-
gráfica .2.4. Propiedades geomecánicas y estructurales
de las rocas ...............................................2.5. Granulometría exigida ...............................2.6. Limitaciones ambientales "..2.7. Coste global de perforación y voladura......
3. Planificación de las etapas de excavación .......
Bibliografía .
CAPITULO 31. DEMOLICIONES DE ESTRUCTURASY EDIFICIOS """""""""""""""""'"
1. Introducción ........................................................
2. Diámetros de perforación y tipos de explosi-slvos ....................................................................
3. Demolición de elementos estructurales ...........
3.1. Cimentaciones """"""""""""""""""""'"3.2. Muros "................3.3. Pilares ,3.4. Losas.........................................................3.5. Cubiertas ...................................................3.6. Vigas .........................................................
4. Demolición de estructuras.................................
4.1. Chimeneas "............................4.2. Torres ........................................................4.3. Puentes .....................................................
5. Demoliciónde edificios......................................
5.1. Edificios de mampostería...........................5.2. Edificios de hormigón armado....................5.3. Edificios mixtos ,................................
6. Demolición de estructuras metálicas................
PARTE IV.
416
416
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7. Cortede árboles con explosivos.......................8. Cargas huecas ....................................................
8.1. Parámetros de diseño................................8.1.1. Angulode revestimiento..............8.1.2. Relación entre longitudy diámetro
de carga "......8.1.3. Standoff.......................................8.1.4. Naturaleza del explosivo .............8.1.5. Iniciacióndel explosivo................8.1.6. Metalde recubrimiento................
8.2. Aplicaciones de las cargas huecas "......Bibliografía ..
436
437
437437
437437438438438438
439
CAPITULO 32. OPTIMIZACION ECONOMICA DELARRANQUE CON PERFORACIONy VOLADURA...................................
1. Introducción........................................................2. Economíadel binomiode perforacióny vola-
duras .3. Modelo de optimización determinista ".
3.1. Costes de carga.........................................3.2. Costesdetransporte ,.......
4, Predicción de la fragmentación.........................4.1. Fórmula de Larsson ...................................4.2. Fórmula de la SVEDEFO (Swedish Detonic
Research Foundation) ...............................4.3. Modelo KUZ-RAM......................................4.4. Fórmula de DINIS DA GAMA (1970)..........4.5. Abaco de Gustafsson ................................4.6. Modelo informatizado bidimensional..........
5. Modelo de optimización probabilístico .............
6. Nuevo método de optimización ,..........
Bibliografía .
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445
445
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451
451
CONTROL DE LATE RACIONES V MEDIDAS DE SEGURIDAD
CAPITULO 33. lAS VIBRACIONES TERRESTRES,lA ONDA AEREA Y SU CONTROL. 453
1. Introducción 453
2. Variables que afectan a las características delas vibraciones """""""""""""""""""""""""" 454
2.1. Geología local y características de las rocas 4542.2. Peso de la carga operante 4542.3. Distancia al punto de la voladura ., 4552.4. Consumo específico de explosivo 455-2.5. Tiposde explosivos "... 4562.6. Tiempos de retardo 4562.7. Variablesgeométricasde las voladuras 457
3. Característicasde las vibraciones terrestres... 458~
3.1. Tiposdeondassísmicasgeneradas 4583.2. Parámetrosde lasondas 4593.3. Atenuación geométrica , 4603.4. Amortiguación inelástica 4603.5. Interacciónde las ondas elásticas ." 460
4. Características de la onda aérea 460
5. Instrumentación de registro y análisis de vibra-ciones y onda aérea 461
5.1. Equipos de registro y análisis ,.. 461
6. Estlmadores de leyes de propagación de vibra-ciones terrestres y aéreas 4646.1. Estimadores de vibraciones terrestres 4656.2. Predicción teórica de las vibraciones terres-
tres ............................................................6.3. Estimadores de onda aérea.......................
7. Estudios vibrográficos y de onda aérea ...........
7.1. Planteamiento de las campañas vibrográfi-cas 469
467468
469
7.2. Inspeccionespreviasa lasvoladuras........8. Criterios de prevenciónde daños en edificios.
8.1. Respuestade lasestructurasedificadas....8.2. Criteriosde prevenciónde dañosparavibra-
ciones ... ...... , ..., .....8.3. Criteriosde prevenciónde dañosporonda
aérea .
9. Efecto de las vibraciones y onda aérea sobrelas personas........................................................
10. Efecto de las vibraciones sobre los macizosrocosos ..., ..., ..........
11. Efecto de las vibraciones sobre el hormigóndurante el período de fraguado .........................
1.2. Recomendaciones para reducir los nivelesde vibración del terreno y onda aérea...............12.1. Reducciónde lasvibracionescondetona-
doresde precisión.....................................Bibliografía .
417
473
473
474
481
483
483
486
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491
CAPITULO 34. lAS PROYECCIONES Y SU CONTROL 493
1. Introducción 493
2. Modelosde alcance de las proyecciones 4942.1. Modelo sueco " 4942.2. Modelo americano 494
3. Protecciones , 495
3.1. Voladuras en zanjas y excavación de solares 4963.2. Taqueos 4973.3. Demoliciones , 4973.4. Puestos de disparo de las pegas ". 497
4. Recomendaciones para la ejecución de las vo-laduras en banco ................................................
Bibliografía .CAPITULO 35. MEDIDAS DE SEGURIDAD EN LOS
TRABAJOS DE PERFORACION yVOLADURAS ..
1. Introducción........................................................
2. Perforación de barrenos ....................................
2.1. Medidas generales de seguridad en la per-foración de barrenos 499Medidas de seguridad previas al arranque 500Medidas de seguridad en el arranque 500Medidas de seguridad después del arranque 500Medidas de seguridad en los desplazamien-tos a cielo abierto 500Medidas de seguridad en labores de interior 501Medidas de seguridad durante la perforación 501Medidas de seguridad al finalizar la perfora-ción 503
2.9. Medidas de seguridad en el mantenimientoy servicio...................................................
3. Voladuras ............................................................
3.1. Medidas al almacenar explosivos ..............3.2. Medidas al transportar explosivos dentro .
de las explotaciones ..................................3.3. Medidas en el área de la voladura .............3.4. Medidas al preparar el cebo ......................3.5. Medidas durante la carga de los barrenos.3.6. Medidas en el retacado..............................3.7. Medidas al hacer voladuras eléctricas .......3.8. Medias al disparar con mecha ...................3.9. Medidas antes y después del disparo ........3.10. Medidas con barrenos fallidos ...................3.11. Medidas al taquear bolos...........................
2.2.2.3.2.4.2.5.
2.6.2.7.2.8.
.....r
497
498
499
499
499
503
504
504
505506506506507508509509510510
3.12. Medidas al deshacerse de explosivos .......
Bibliografía .ANEXOS ...................................
Anexo 1. Simbología ..............................................Anexo 2. Glosario de términos ..............................
Anexo 3. Diccionario inglés-español....................
Anexo 4. Diccionario español-inglés ....................
Anexo 5. Unidades fundamentales y derivadasdel sistema internacional.......................
Anexo 6. Múltiplos y submúltiplos de las unida- .des 5.1. ....................................................
Anexo 7.
Anexo 8.
Anexo 9.
Anexo 10.
Anexo 11.
Anexo 12.
Anexo 13.
Anexo 14.
Anexo 15.
Anexo 16.
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Conversión de unidades de medida ......
Parte de Voladura ...................................
Concentraciones lineales de carga paraexplosivos de diferentes densidades ybarrenos de distinto diámetro................
Densidades aproximadas de distintosmateriales rocosos .................................
Velocidades sísmicas de diferentes ti-pos de roca..............................................
Perforadoras rotopercutivas con marti-llos en cabeza .........................................
Perforadoras rotopercutivas con marti-llos en fondo ...........................................
Perforadoras rotativas de pequeño diá-metro .
Perforadoras rotativas de gran diáme-tro.............................................................
Triconos ..................................................
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Capítulo 1
METODOS DE PERFORACION DE ROCAS
1. INTRODUCCION
La perforación de las rocas dentro del campo de lasvoladuras es la primera operación que se realiza y tienecomo finalidad abrir unos huecos, con la distribución ygeometría adecuada dentro de los macizos, donde alo-jar a las cargas de explosivo y sus accesorios inicia-dores.
Los sistemas de penetración de la roca que han sidodesarrollados y clasificados por orden de aplicación son:
A -Mecánicos. Percusión. Rotación. Rotopercusión
B -Térmicos . Soplete o lanza térmica. Plasma. Fluido caliente
. Congelación
C -Hidráulicos. Chorro de agua. Erosión
. Cavitación
D -Sónicos .Vibración de alta frecuencia
H -Nucleares . Fusión. Fisión
A pesar de la enorme variedad de sistemas posiblesde penetración de la roca, en minería y obra pública laperforación se realiza actualmente, de una forma casigeneral, utilizando la energía mecánica. Por este moti-vo, en el presente manual se tratarán exclusivamentelos métodos mecánicos, pasando revista a los funda-mentos, útiles y equipos de perforación de cada uno deellos.
Los componentes principales de un sistema de perfo-
ración de este tipo son: la perforadora que es la fuentede energía mecánica, el varillaje que es el medio detransmisión de esa energía, la boca que es el útil queejerce sobre la roca dicha energía y el fluido de barridoque efectúa la limpieza y evacuación del detrito produ-cido.
2. TIPOLOGIA DE LOS TRABAJOS DEPERFORACION EN EL ARRANQUE CONEXPLOSIVOS
Dentro de la amplia variedad de los trabajos de exca-vación con explosivos, se han desarrollado un gran nú-mero de máquinas que dan lugar a dos procedimientosde perforación:
A. Pertoración manual. Se lleva a cabo con equipos li-geros manejados a mano por los perforistas. Se utili-za en trabajos de pequeña envergadura donde porlas dimensiones no es posible utilizar otras máquinaso no está justificado económicamente su empleo.
B. Perforación mecanizada. Los equipos de perfora-ción van montados sobre unas estructuras, de tipomecano, con las que el operador consigue controlartodos los parámetros de la perforación desde unasposiciones cómodas. Estas estructuras o chasis pue-den ir montadas sobre neumáticos u orugas y ser au-tomotrices o remolcables.
Por otro lado, los tipos de trabajo, tanto en obras desuperficie como subterráneas, pueden clasificarse enlos siguientes grupos:
A. Perforación de banqueo. Es el mejor método paralavolad urad erocasyaq uesed ispo nedeu nfrente Iibrepara la salida y proyección del material y permite unasistematización de las labores.
Se utiliza tanto en proyectos de cielo abierto e interiorcon barrenos verticales, generalmente, y también hori-zontales, en algunos casos poco frecuentes.
B. Perforación de avance de galerías y túneles. Senecesita abrir un hueco inicial o cuele hacia el quesale el resto de la roca fragmentada por las demáscargas. La perforación de los barrenos se puede lle-var a cabo manualmente, pero la tendencia es haciala mecanización total con el empleo de jumbos deuno o varios brazos.
15
E -Químicos . Microvoladura.Disolución
F -Eléctricos .Arcoeléctrico.. Inducción magnética 4'
G-Sismicos . Rayo Láser
C. Perforación de producción. Este término se utilizaen las explotaciones mineras, fundamentalmentesubterráneas, para aquellas labores de extraccióndel mineral. Los equipos y los métodos varían segúnlos sistemas de explotación, siendo un factor comúnel reducido espacio disponible en las galerías paraefectuar los barrenos.
D. Perforación de chimeneas. En muchos proyectossubterráneos de minería y obra pública es precisoabrir chimeneas. Aunque existe una tendencia haciala aplicación del método Raise Boring, aún hoy seutilizael método de barrenos largos y otros sistemasespeciales de perforación combinados con las vola-duras.
E. Perforación de rocas con recubrimiento. La perfo-ración de macizos rocosos sobre los que yacen le-chos de materiales sin consolidar obligan a utilizarmétodos especiales de perforación con entubado.También se emplean en los trabajos de perforación yvoladuras submarinas.
F. Sostenimiento de rocas. En muchas obras subte-rráneas y algunas a cielo abierto es necesario reali-zar el sostenimiento de las rocas mediante el bulona-do o cementado de cables, siendo la perforación lafase previa en tales trabajos.
3. CAMPOS DE APLlCACION DE LOSDIFERENTES METODOS DEPERFORACION
Los dos grandes métodos mecánicos de perforaciónde rocas son los rotopercutivos y los rotativos.
- Métodos rotopercutivos. Son los más utilizados encasi todos los tipos de roca, tanto si el martillose si-túa en cabeza como en el fondo del barreno. .
- Métodos rotativos. Se subdividen a su vez en dosgrupos, según que la penetración se realice por tritu-ración, empleando triconos, o por corte utilizando bo-cas especiales. El primer sistema se aplica en rocasde dureza media a alta y el segundo en rocas blan-das.
Atendiendo a la Resistencia a Compresión de las ro-cas y al diámetro de perforación, se pueden delimitar loscampos de aplicación de los diferentes métodos talcomo se refleja en la Fig1.1.
Por otro lado, según el tipo de trabajo que se realiceen minería u obra pública de superficie los equipos quemás se utilizany diámetros más comunes para las vola-duras en banco se recogen en la Fig. 1.2.
Figura 1.1. Campos de aplicación de los métodos de perforación en función de la resistencia de las rocas ydiámetros de los barrenos.
Del mismo modo, se reflejan en la Fig. 1.3 los equiposmás frecuentes en los distintos métodos de minería
subterránea y datos característicos de la perfora-ción.
Otros criterios que intervienen en la selección de los
16
equipos de perforación son: económicos, de diseño me-cánico, mantenimiento y servicio, capacidad operativa,adaptabilidad a los equipos de las explotaciones y a lascondiciones del área de trabajo, (accesibilidad, tipo deroca, fuentes de energía, etc.)
MARTillO EN CABEZA
'O«Cl.
500 ..
u::'0-c::w«.J 400.JCl.::. MARTilLO ENW(f;Q 300 FONDO
U(J)zw 200 -wc::
/I-Cl. ROTACION CON TRICONO(J)::'-o/(J)U 100W
0::«
I
ROTACION CON TREPANO
DIAMETRO
(PuIQ) 1" 1 1/2" 2" 3'" 3 1/2" 5" 6" 9" 12" 15"BARRENO
(mm) 22 3338 41 51 64 76 89 127 152 230 300 381
<r
RANGO DE PERFORADO<I4S.""""-ES " OAHCO'"""DES 4LTASPtOOOuce.-.
APLICACION
IANeOSPEDUEIio... ....cos ... DIOS..1( ..
/
/
METOOO DE EXPLOTACION
TECNICA DE
PERFORACION
y VOLADURA
/
EQUIPO DE
PERFORACION
APLICABLE
/
D4TDS DE PERFORACION
- TI PO DE BOCA
./. DIAMETRO DE PERFORACION
1
38 - 48Imm)
. PROFUNDIDADDELBARRENO 3.0- 5.51m)
/RENDIMIENTO DEL EQUIPO
DE PERFORACION (m / h I
-CON MARTILLO NEUMAT.cO
- CON MARTILLO HIDRAULICO I ea - 110
PERFORACION +VOLADURA/
- RENDIMIENTO DE ARRANQUE1m' Iml)
./
./
METODOS DEPERFORACIONEN BANCO
~.)y,,¡,\\\~,~,
OBRAS DECONSTRUCCION
MINERIA ACIELO ABIERTO
Figura 1.2.
PERFORACION ROTOPERCUTIVA
MARTI llOEN CABEZA
MARTillOEN FONDO
TRITURACION
PERFORACION ROTATIVA
CORTE
180-2DOmm
poco eomun)
~¡g¡
180-200 mm
poco eomun)
j j80-440 mm13'" -17"'"
i80-251 mm
13'.-9'.,
~
Métodos de perforación en trabajos a cielo abierto (Atlas Copco).
CAMARAS y PILARES
,~ l~i, .)
d
27.127 mm"'-S')
76."6 mm
138' "1
I11
~j
,.-,.....
Q ~
CAMARAS ALMACEN CORTE Y RELLENO
~1=:§m
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I
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12 -15
200 - 240
240 - 300
LB-2.3
15-20 15-253.0- 4.0 2.0- 2.5 2.0 - 3.5
50-60 100 - 12060-70 8-12 10-15
no 120 - IBD90-110 n, n,
1.5-2.5 1.5 -2.51.0-1.4 0.7 -0.9 0.7 -0.9
Figura 1.3. Métodos de perforación en trabajos de explotación subterráneos (Atlas Copco).
@ AW
105 - 115 152- 165
50-60 50-60
50 50
"' no
B-1O 14-18
17
Jll'9-127mm I 76-216mm13'"-S) I 13'-8"'1
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4. CLASIFICACIONDE LAS ROCASYPROPIEDADESFISICASPRINCIPALES
La perforación de barrenos se realiza, casi en la totali-dad de los casos, en masas rocosas, por lo que es inte-resante antes de iniciar una obra conocer los diferentestipos de materiales que se presentan y sus ~ropiedadesbásicas.
Estas características de las rocas dependen en granmedida de su origen, por lo que a continuación se des-criben los tres grandes grupos que existen.
4.1. Clasificación de las rocas por su origen
4.1.1. Rocas ígneas
Las rocas ígneas son las formadas por solidificaciónde una masa fundida, mezcla de materiales pétreos y degases disueltos, denominada magma. Si la roca se haenfriado en contacto con el aire o el agua de la superfi-cie terrestre, se la clasifica como roca ígnea "extrusiva"o volcánica. Cuando el magma se enfría por debajo dela superficie terrestre se forma una roca ígnea "intrusi-va" o plutónica.
La velocidad de enfriamiento del magma da lugar aque los minerales cristalizados tengan tamaños de gra-no grandes si es lenta y pequeños si es rápida. En el pri-mer caso se forma una roca denominada pegmatita y enel segundo una aplita. Un caso intermedio lo constituyeel pórfido,en el que se observan grandes cristales den-tro de una masa o matriz de grano fino. Los tres tipos seencuentran generalmente en forma de diques con po-tencias de uno a decenas de metros. El caso más nor-mal es el de una velocidad de enfriamiento moderada,que da lugar a una roca masiva con un tamaño de granomedio, de 1 a 5 mm.
Durante el proceso de enfriamiento de un magma sucomposición varía, pues se produce una cristalizaciónfraccionada, de acuerdo con la presión y temperatura de
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Figura 1.4. Ciclo geológico de las rocas.
18
cada momento. También, el líquido residual puede reac-cionar con los minerales ya solidificados y cambiar sucontenido químico. Además, la composición química ori-ginal de los magmas puede haber sido muy distinta.
Las diferentes condiciones físicas y químicas que sedan durante la solidificación de un magma hacen queexista una gran variedad de rocas ígneas. Ellas estánformadas por diferentes minerales, de diversos tamañosy agrupados de distintas formas, dando por resultadoque sus características físicas y químicas sean muy he-terogéneas. Por lo tanto, su comportamiento ante lafragmentación, corte, desgaste y meteorización puedeser variado; aunque las rocas ígneas sin meteorizar, aefectos de su perforación, son todas duras y compactas.
Si la roca tiene un contenido en SiO2superior al 62%,geoquímicamente se la denomina ácida, entre ese valory el 52% intermedia, entre 45 y 52% básica, y finalmentecon valores menores del 45% es ultrabásica. En el mis-mo sentido que las rocas ígneas son más pobres en síli-ce, a la vez son más ricas en silicatos ferromagnesia-nos. Las ácidas son más abrasivas y duras que las bási-cas; pero éstas últimas son más densas y resistentes alimpacto que las primeras.
4.1.2. Rocas metamórficas
Las rocas metamórficas son las originadas por impor-tantes transformaciones de los componentes mineraló-gicos de otras rocas preexistentes, endógenas o exóge-nas. Estos grandes cambios se producen por la necesi-dad de estabílizarse sus minerales en unas nuevas con-
diciones de temperatura, presión y quimismo.Estas rocas son intermedias en sus características fí-
sicas y químicas, entre las ígneas y las sedimentarias,pues presentan asociaciones de minerales que pertene-cen a los dos tipos. Así se encuentran en ellas minera-les, como el cuarzo, los feldespatos, las micas, los anfí-boles, los piroxenos y los olivinos, esenciales en las ro-cas ígneas, pero no tienen feldespatoides. Como en lasrocas sedimentarias, pueden tener calcita, dolomita, síli-ce y hematites; pero no tienen minerales evaporíticos.También, aparecen en ellas minerales comunes a los
dos tipos, como son: la turmalina, el zircón, la magneti-ta, el topacio y el corindón; todos ellos son minerales
. muy estables en cualquier medio exógeno o endógeno.Existe una serie de minerales, que son muy específi-
cos de las rocas metamórficas, pudiendo formar partede los granos de las rocas detríticas, debido a su estabi-
" lidad en los ambientes exógenos y otros son a la vezproductos de alteración meteórica de minerales de ro-
cas endógenas. Realmente la meteorización es un pro-ceso de transformación mineralógica con carácter físicoy químico, pero a temperatura y presión bajas.
4.1.3. Rocas sedimentarias
Las rocas sedimentarias se forman por la acumula-ción de restos o detritus de otras rocas preexistentes,por la precipitación química de minerales solubilizados opor la acumulación de restos de animales o vegetales.
En el primer caso se producen los sedimentos detríti-cos como son las gravas, conglomerados y arenas encuya precipitación interviene la gravedad. En el segundo
se encuentran, por ejemplo, las evaporitas o rocas sali-nas precipitadas por la sobresaturación de una salmue-ra sometida a una intensa evaporación. Las tercerasson las acumulaéiones de conchas, esqueleto¡; de ani-males o restos de plantas, como son las calizas conchí-feras, los corales y el carbón. Este último grupo se sub-divide en bioquímicas organógenas y bioquímicas mine-rales, según que sus componentes sean de la químicaorgánica o de la inorgánica. En el primer caso están loscarbones y el petróleo, y en el segundo las calizas, dolo-mías y rocas fosfáticas.
En una primera clasificación de las rocas sedimenta-rias se tiene en cuenta su proceso de formación, des-pués se consideran los tamaños de los granos, las ca-racterísticas de la unión de los mismos, además de lostipos y cantidades de sus minerales componentes.
4.2. Propiedades de las rocas que afectana la perforación
Las principales propiedades físicas de las rocas queinfluyen en los mecanismos de penetración y consecuen-temente en la elección del método de perforación son:
- Dureza.- Resistencia.- Elasticidad.- Plasticidad.- Abrasividad.- Textura.- Estructura.- Características de rotura.
4.2.1. Dureza
Se entiende por dureza la resistencia de una capa ~u-perficial a la penetración en ella de otro cuerpo másduro.
En una roca es función de la dureza y composición delos granos minerales constituyentes, de la porosidad dela roca, del grado de humedad, etc.
La dureza de las rocas es el principal tipo de resisten-cia a superar durante la perforación, pues cuando se lo-gra la penetración del útil el resto de las acciones se de-sarrollan más fácilmente.
Las rocas se clasifican en cuanto a su dureza por me-dio de la "escala de Mohs", en la que se valora la posibiclidp.d de que un mineral pueda rayar a todos los que tie-nen un número inferior al suyo. Tal como se refleja en laTabla 1.1 existe una cierta correlación entre'la dureza yla resistencia a la compresión de las rocas.
TABLA 1.1
4.2.2. Resistencia
Se llama resistencia mecánica de una roca a la pro-piedad de oponerse a su destrucción bajo una carga ex-terior, estática o dinámica.
Las rocas oponen una resistencia máxima a la com-presión; comúnmente, la resistencia a la tracción nopasa de un 10 a un 15% de la resistencia a la compre-sión. Eso se debe a la fragilidad de las rocas, a la grancantidad de defectos locales e irregularidades que pre-sentan y a la pequeña cohesión entre las partículasconstituyentes,
La resistencia de las rocas depende fundamentalmen-te de su composición mineralógica. Entre los mineralesintegrantes de las rocas el cuarzo es el más sólido, suresistencia supera los 500 MPa, mientras que la de sili-catos ferromagnésicos y los aluminosilicatos va-rían de 200 a 500 MPa, y la de la calcita de 10 a20 MPa. Por eso, conforme es mayor el contenido decuarzo, por lo general, la resistencia aumenta.
La resistencia de los minerales depende~del tamañode los cristales y disminuye con el aumento de éstos.Esta influencia es significativa cuando el tamaño de loscristales es inferior a 0,5 mm.
En las rocas la influencia del factor tamaño en la re-
sistencia es menor, debido a que también intervienenlas fuerzas de cohesión intercristalinas. Por ejemplo, laresistencia a la compresión de una arenisca arcosa degrano fino es casi el doble que la de granos gruesos; ladel mármol constituido por granos de 1 mm es igual a100 MPa, mientras que una caliza de granos finos - 3 a
4 IJ.m- tiene una resistencia de 200 a 250 MPa.Entre las rocas sedimentarias las más resistentes son
las que tienen cemento silíceo. En presencia de cemen-to arcilloso la resistencia de las rocas disminuye de ma-nera brusca.
La porosidad en rocas con una misma litología confor-me aumenta hace disminuir la resistencia, puesto quesimultáneamente disminuye el número de contactos de
~~~ ROCAS SEDIMENTARIAS
60
ROCASMETAMORFICAS
ROCASIGNEAS
100
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~ ~cr o cn¡§ <5 ffi"- 9 ~U)
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360~crUJ<:>UJo..
400
NOTA: RCS = Resistencia a la Compresión Simple
Figura 1.5. Resistencias a la compresión más Trecuente delos diferentes tipos de rocas.
19
CLASIFICACION DUREZA MOHS RESISTENCIAA LACOMPRESION(MPa)
Muy dura +7 + 200Dura 6-7 120 - 200Medio dura 4,5 - 6 60 - 120Medio blanda 3 - 4,5 30 - 60Blanda 2-3 1O- 30
Muy blanda 1 - 2 -10
las partículas minerales y las fuerzas de acción recípro-cas entre ellas.
En la resistencia de las rocas influye la profundidad ala que se formaron y el grado de metamorfismo. Así; laresistencia de las arcillas yacentes cerca de la superfi-cie terrestre puede ser de 2 a 10 MPa, mientras que lasrocas arcillosas, que fueron sometidas a un cierto meta-morfismo pueden alcanzar los 50 - 100 MPa.
Por otro lado, la resistencia de las rocas anisotrópicasdepende del sentido de acción de la fuerza. La resi$ten-cia a compresión de las rocas en el sentido perpendicu-lar a la estratificación o esquistosidad es mayor que enun sentido paralelo a éstas. El cociente que suele obte-nerse entre ambos valores de resistencia varía entre 0,3y 0,8, Y sólo para rocas isotrópicas es igual a 1.
En la Fig. 1.5, se indican los intervalos frecuentes deresistencia a la compresión de los diversos tipos derocas.
4.2.3. Elasticidadu
La mayoría de los minerales constituyentes de las ro-cas tienen un comportamiento elástico-frágil, que obe-dece a la Ley de Hooke, y se destruyen cuando las ten-siones superan el límite de elasticidad.
Según el carácter de deformación, en función de lastensiones provocadas para cargas estáticas, se consi-deran tres grupos de rocas 1) Las elasto-frágiles o queobedecen a la Ley de Hooke, 2) Las plástico-frágiles, acuya destrucción precede la deformación plástica;3) Las altamente plásticas o muy porosas, cuya defor-mación elástica es insignificante.
Las propiedades elásticas de las rocas se caracteri-zan por el módulo de elasticidad "E" y el coeficiente dePoisson "y". El módulo de elasticidad es el factor de pro-porcionalidad entre la tensión normal en la roca y la de-formación relativa correspondiente, su valor en la mayo-ría de las rocas varía entre 0,03 . 104Y 1,7' 105MPa, de-
C<l'
10 20 30 40 50 60
DEFORMACION, mm (x106)
Figura 1.6. Curvas de tensión-deformación de diferentestipos de rocas.
20
pendiendo fundamentalmente de la composición mine-ralógica, porosidad, tipo de deformación y magnitud dela carga aplicada.
Los valores de los módulos de elasticidad en la mayo-ría de las rocas sedimentarias son inferiores a los de losminerales correspondientes que los constituyen. Tam-bién influyeen dicho parámetro la textura de la roca, yaque el módulode elasticidad en la dirección de la estrati-ficación o esquistosidad es generalmente mayor que enla dirección perpendicular a ésta.
Elcoeficiente de Poisson es el factor de proporcionali-dad entre las deformaciones longitudinales relativas ylas deformaciones transversales. Para la mayoría de lasrocas y minerales está comprendido entre 0,2 y 0,4, Ysólo el cuarzo lo tiene anormalmente bajo, alrededor de0,07.
4.2.4. Plasticidad
Como se ha indicado anteriormente, en algunas ro-cas, a la destrucción le precede la deformación plástica.Esta comienza en cuanto las tensiones en la roca supe-'ran el límitede elasticidad. En el caso de un cuerpo ideal-mente plástico tal deformación se desarrolla con unatensión invariable. Las rocas reales se deforman conso-lidándose al mismo tiempo: para el aumento de la defor-mación plástica es necesario incrementar el esfuerzo.
La plasticidad depende de la composición mineral delas rocas y disminuye con el aumento del contenido decuarzo, feldespato y otros minerales duros. Las arcillashúmedas y algunas rocas homogéneas poseen altaspropiedades plásticas.
La plasticidad de las rocas pétreas (granitos, esquis-tos cristalinos y areniscas) se manifiesta sobre todo a al-tas temperaturas.
4.2.5. Abrasividad
La abrasividad es la capacidad de las rocas para des-gastar la superficie de contacto de otro cuerpo másduro, en el proceso de rozamiento durante el movimien-to.
Los factores que elevan la capacidad abrasiva de lasrocas son las siguientes:
- La dureza de los granos constituyentes de la roca.Las rocas que contienen granos de cuarzo son su-mamente abrasivas.
- La forma de los granos. Los más angulosos sonmás abrasivos que los redondeados.
- El tamaño de los granos.- La porosidad de la roca. Da lugar a superficies de
contacto rugosas con concentraciones de tensio-nes locales.
- La heterogeneidad. Las rocas poliminerales, aun-que éstos tengan igual dureza, son más abrasivas,pues van dejando superficies ásperas con presen-cia de granos duros, por ejemplo, los granos decuarzo en un granito.
Esta propiedad influye mucho en la vida de los útilesde perforación.
En la Tabla 1.2 se indican algunos contenidos mediosde diferentes tipos de roca.
(tj' 300a..
z' 260Oü;wg: 200
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150..J
100()ZW1-(/) 50
ü;wa: .
O
TABLA 1.2.
4.2.6. Textura
La textura de una roca se refiere a la estructura de los
granos de minerales constituyentes de ésta. Se mani-
fiesta a través del tamaño de los granos, la forma, la po-rosidad, etc. Todos estos aspectos tienen una influenciasignificativa en el rendimiento de la perforación.
Como los granos tienen forma lenticular, como en unesquisto, la perforación es más difícil que cuando sonredondos, como en una arenisca.
También influye de forma significativa el tipo de mate-rial que constituye la matriz de una roca y que une losgranos de mineral.
En cuanto a la porosidad, aquellas rocas que presen-tan una baja densidad y son consecuentemente más po-rosas tienen una menor resistencia a la trituración y sonmás fáciles de perforar.
En la Tabla 1.3 se muestra la clasificación de algunos
tipos de rocas atendiendo al contenido en sílice y tama-ño de los granos.
En la Tabla 1.4 se recogen algunas de las propieda-des características de diferentes tipos de rocas, segúnorigen.
TABLA1.4. PROPIEDADES DE LOS DIFERENTES TIPOS DE ROCA SEGUN SU ORIGEN
4.2.7. Estructura
Las propiedades estructurales de los macizos roco-sos, tales como esquistosidad, planos de estratificación,juntas, diaclasas y fallas, así como el rumbo y el buza-miento de éstas afectan a la linealidad de los barrenos,a los rendimientos de perforación y a la estabilidad de
las paredes de los taladros.
En la Fig. 1.7 se clasifican los macizos rocosos a par-tir del espaciamiento entre juntas y la resistencia delmaterial rocoso.
21
CONTENIDO CONTENIDOTIPODEROCA EN CUARZO TIPODEROCA ENCUARZO
(%) (%)
Anfibolita 0- 5 Mica neis O - 30Anortosita O Mica esquisto 15 - 35Diabasa 0- 5 Norita ODiorita 1O- 20 Pegmatita 15 - 30Gabro O Filita 10 - 25Neis 15 - 50 Cuarcita 60 - 100Granito 20 - 35 Arenisca 25 - 90Grauvaca 10 - 25 Pizarra 10 - 35Caliza 0- 5 Pizarra grano fino O - 20Mármol O Taconita O - 10
PESO TAMAÑO FACTOR RESISTENCIA
TIPODEROCA ESPECIFICO DE GRANO DE ALA(Vm') (mm) ESPONJAMIENTO COMPRES10M
(MPa)
Diorita 2,65-2,85 1,5-3 1,5 170-300Intrusiva Gabro 2,85-3,2 2 1,6 260-350
Granito 2,7 0,1-2 1,6 200-350Ignea
Andesita 2,7 0,1 1,6 300-400Basalto 2,8 0,1 1,5 250-400
Extrusiva Riolita 2,7 0,1 1,5 120Traquita 2,7 0,1 1,5 330
Conglomerado 2,6 2 1,5 140Sedimentaria Arenisca 2,5 0,1-1 1,5 160-255
Pizarra de grano fino 2,7 1 1,35 70Caliza 2,6 1-2 1,55 120Dolomita 2,7 1-2 1,6 150
Neis 2,7 2 1,5 140-300Mármol 2,7 0,1-2 1,6 100-200
Metamórfica Cuarcita 2,7 0,1-2 1,55 160-220Esquisto 2,7 0,1-1 1,6 60-400Serpentina 2,6 - 1,4 30-150Pizarra 2,7 0,1 1,5 150
rvrv
TABLA 1.3. CLASIFICACION DE LOS TIPOS DE ROCAS
Fuente: DEARMAN, 1974; íSRM, 1981.
Grupo genético SEDIMENTARIAS METAMORFICAS IGNEAS
Estratificada Foliada Masiva-diaclasadaEstructura
Detritica Cristalina o vitrea (criptocristalina
Tamaño Cuarzo, feldespatos Depende Minerales ligeramente coloreados:Granos de cuarzo, feIdespato 50% de granos 50% de granos finos Rocas Cuarzo, feldespato, mica y minerales feldespáticosde grano Textura
y minerales arcillosos son de carbonatos son de rocas ígneas organoquímicas micas y minerales de ia roca
(mm) oscuros aciculares matriz Acida Intermedia Basica
Granular Granosmuy
Los granos son fragmentos de rocas.redondeados Pegmatita
gruesa U)'" Granos"Granos redondos: Conglomerados. Calcirudita60 'C angulosos:"
Granularcr:
Granos angulosos: Brecha.Brecha
volcánica Granito Diorita Gabrogruesa
2Arenisca: Los granos son fundamentalmen-
te fragmentos de minerales. U)'"Areniscacuarcitica:95%decuarzo,poros " Rocas salinas: Gneis: Cuarcita,U) '1:'" vacíos o cementados. '" .", Halita, anhldrita. Bandas alternas mármol,Granular U) "o Arcosa: 75% de cuarzo, hasta el 23% fel- .!:j Calcarenita 'O yeso, caliza, de minerales granulitas, Microgranito Microdiorita Dolerita
media c: -¡¡; >Q)despato, poros vacíos o cementados. () dolomia y turba, granuiares-< corneanas,
Grauvaca: 73% de cuarzo, 15% matriz detr;-N
lignito, hulla o laminares anfibolita'1:tica fina, fragmentos de feldespato y ro-
Q)()
casoTabas
0,06 volcánicas
GranularU) Fangolita'"
fina ";e Pizarra:Fangolitafisible.:20,002
o Calcilutita Riolita Andesita BasaltoU) Limolita: 50%de partículasde granofino.'"Granular U)
gmuy
. Argilita: 50% de partículas de grano muyfina <! fino.
Vítrea Pedernal Cristales volcánicos: Obsidiana, resinita, taquilita
MUYGRANDE
GRANDE
MEDIA
BAJA
A ROCA RESISTENTE
1000 100 10 t 0,1
ESPACIAMIENTODEJUNTAS(cm)
C ROCABLANDA D ROCAt.lUYBLÁNDABROCAt.lEDIA
Figura 1.7. Clasificación de los macizos rocosos
/
/
BIBlIOGRAFIA
- ATLAS COPCO: «Manual Atlas Copco». Cuarta edición,1984.
- HEINZ, W. F.: «Oiamond Orilling Handbook». Sigma Press(Pty) Limited. 1989.
- LOPEZ JIMENO, C. et al.: «Factores Geomecánicos que in-fluyen en la Selección de Equipos de Arranque en Minería yObras Públicas». ITGE. 1986.
- LOPEZ JIMENO, C. et al.: «Manual de Tecnología de Perfo-ración y Aplicaciones de los Sondeos». ITGE. 1994 (En im-prenta).
- SANOVIK-COROMANT: «Manual de Perforación de Rocas.Teoría y Técnica». 1983.
23
GRANDE I MUYPEQUEÑO
A
-+B
D
Capítulo 2
PERFORACION ROTOPERCUTIVA
1. INTRODUCCION
La perforación a rotopercusión es el sistema másclásico de perforación de barrenos y su aparición en eltiempo coincide con el desarrollo industrial del sigloXIX. Las primeras máquinas prototipos de Singer(1838) y Couch (1848) utilizaban vapor para su accio-namiento, pero fue con la aplicación posterior del airecomprimido como fuente de energía, en la ejecucióndel túnel de Mont Cenis en 1861, cuando este sistemaevolucionó y pasó a usarse de forma extensiva. Estehecho unido a la aparición de la dinamita constituye-ron los acontecimientos decisivos en el vertiginosodesarrollo del arranque de rocas en minería y obrapública a finales del siglo pasado.
El principio de perforación de estos equipos se basaen el impacto de una pieza de acero (pistón) que gol-pea a un útil que a su vez transmite la energía al fondodel barreno por medio de un elemento final (boca). Losequipos rotopercutivos se clasifican en dos grandesgrupos,según donde se encuentre colocado el marti~110:
- Martillo en cabeza. En estas perforadoras dos delas acciones básicas, rotación y percusión, se pro-ducen fuera del barreno, transmitiéndose a travésde una espiga y del varillaje hasta la boca de perfo-ración. Los martillos pueden ser de accionamientoneumático o hidráulico.
- Martillo en fondo. La percusión se realiza directa--mente sobre la boca tle perforación, mientras quela rotación se efectúa en el exterior del barreno. Elaccionamiento del pistón se lleva a ~bo neumáti-.camente, mientras que la rotación puede ser neu-mática o hidráulica.
Según los campos de aplicación de estas perfora-doras, cielo abierto o subterráneo, las gamas de diá-metro más comunes son:
TABLA 2.1
Las ventajas principales, que presenta la perforaciónrotopercutiva, son:
- Es aplicable a todos los tipos de roca, desde blan-das a duras.
- La gama de diámetros de perforación es amplia.
- Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien adiferentes trabajos y tienen una gran movilidad.
- Necesitan un solo hombre para su manejo y opera-ción.
- El mantenimiento es fácil y rápido, y
- El precio de adquisición no es elevado.
En virtud de esas ventajas y características, los tiposde obras donde se utilizan son:
- En obras públicas subterráneas; túneles, cavernasde centrales hidráulicas, depósitos de residuos,etc., y de superficie; carreteras, autopistas, exca-liaciones industriales, etc.
- En minas subterráneas y en explotaciones a cieloabierto de tamaño medio y pequeño.
2. FUNDAMENTOS DE LA PERFORACIONROTOPERCUTIVA
La perforación a rotopercusión se basa en la combi-nación de las siguientes acciones:
-Percusión. Los impactos producidos por el gol-peo del pistón originan unas ondas de choquE;¡que se transmiten a la boca a través del varillaje(en el martillo en cabeza) o directamente sobreella (en el martillo en fondo).
- Rotación. Con este movimiento se hace girar laboca para que los impactos se produzcan sobre laroca en distintas posiciones.
Figura 2.1. Acciones básicas en la perforación rotopercu-tiva.
25
DIAMETRODE PERFORACION(mm)TIPODEPERFORADORA
CIELOABIERTO SUBTERRANEO
Martillo en Cabeza 50 - 127 38-65Martillo en Fondo 75 - 200 100'; 165
PERcusioN
- .",LROTAION
'í!%;;AVANCE
" .,BARRIDO
"
- Empuje. Para mantener en contacto el útil deperforación con la roca se ejerce un empuje so-bre la sarta de perforación.
- Barrido. El fluido de barrido permite extraer eldetrito del fondo del barreno.
El proceso de formación de las indentaciones,con el que se consigue el avance en este sistema deperforación, se divide en cinco instantes, tal como serefleja en la Fig. 2.2.
a. b.
a) Aplastamiento de las rugosidades de la roca porcontacto con el úti 1.
b) Aparición de grietas radiales a partir de los puntosde concentración de tensiones y formación de unacuña en forma de V.
Pulverización de la roca de la cuña por aplasta-miento.
d) Desgajamiento de fragmentos mayores en las zo-nas adyacentes a la cuña.
e) Evacuación del detrito por el fluido de barrido.
c)
c. d. e.
~*~,*~~DEFORMACION ROCA DETRITUS PERFILFINALELASTlCA PULVERIZADA GRUESOS DEL CRATER
GRIETASRADIALES
Figura 2.2. Fases de formación de una indentación. (Hartman, 1959).
Esta secuencia se repite con la misma cadencia deimpactos del pistón sobre el sistema de transmisión deenergía hasta la boca.
El rendimiento de este proceso aumenta proporcio-nalmente con el tamaño de las esquirlas de roca que seliberan.
2.1. Percusión
La energía cinética «Ec" del pistón se transmitedesde el martillo hasta la boca de perforación, a travésdel varillaje, en forma de onda de choque. El despla-zamiento de esta onda se realiza a alta velocidad y suforma depende fundamentalmente del diseño del pis-tón.
Cuando la onda de choque alcanza la boca de per-foración, una parte de la energía se transforma entrabajo haciendo penetrar el útil y el resto se refleja yretrocede a través del varillaje. La eficiencia de estatransmisión es difícil de evaluar, pues depende demuchos factores tales como: el tipo de roca, la formay dimensión del pistón, las características del vari-llaje, el diseño de la boca, etc. Además, hay'que teneren cuenta que en los puntos de unión de las varillaspor medio de manguitos existen pérdidas de energía.por reflexiones y rozamientos que se transforman encalor y desgastes en las roscas. En la primera uniónlas pérdidas oscilan entre el 8 y el 10% de la energíade la onda de choque.
En los martillos en fondo la energía del pistón setransmite directamente sobre la boca, por lo que elrendimiento es mayor.
En estos sistemas de perforación la potencia de per-cusión es el parámetro que más influye en la velocidadde penetración.
La energía liberada por golpe en un martillo puedeestimarse a partir de cualquiera de las expresionessiguientes:
26
12 .E=-mxv o
e 2 p p
Ec = Pm X Ap X Ip
siendo:
mp= Masa del pistón.
vp = Velocidad máxima del pistón.
Pm= Presión del fluido de trabajo (aceite o aire)dentro del cilindro.
Ap = Superficie de la cara del pistón.
Ip = Carrera del pistón.
En la mayoría de los martillos hidráulicos los fabri-cantes facilitan el valor de la energía de impacto, perono sucede lo mismo para los martillos neumáticos.Especial cuidado debe tomarse en este caso al estimar«Pm", ya que dentro del cilindro ésta es de un 30 a un40% menor que en el compresor, debido a las pérdi-das de carga y expansión del aire al desplazarse el
" pistón.La potencia de un martillo es pues la energía por
golpe multiplicada por la frecuencia de impactos «ng":
PM = Ec X ng donde n = K x(PmXAp )+g m xl'
p p
y teniendo en cuenta las expresiones anteriores puedeescribirse:
2. 1
PM = K x (Pm X A) 2 X I 2p P1
m -p 2
El mecanismo de percusión consume de un 80 a un85% de la potencia total del equipo.
2.2. Rotación
La rotación, que hace girar la boca entre impactossucesivos, tiene como misión hacer que ésta actúesobre puntos distintos de la roca en el fondo del ba-rreno. En cada tipo de roca existe una velocidad óp-tima de rotación para la cual se producen los detritusde mayortamaño al aprovechar la superficie libre delhueco que se crea en cada impacto.
Cuando se perfora con bocas de pastillas las veloci-dades de rotación más usuales oscilan entre 80 y 150r/min, con unos ángulos entre indentaciones de 10° a20°, Fig. 2.3. En el caso de bocas de botones de 51 a 89mm las velocidades deben ser más bajas, entre 40 y 60r/min, que proporcionan ángulos de giro entre 5° y 7°;las bocas de mayor diámetro requieren velocidadesincluso inferiores.
10-20'
oBOCA DE PASTILLAS
5-7"
BOCA DE BOTONES
Figura 2.3. Velocidades de rotación para bocas de pastillas ybotones.
2.3. Empuje
La energía generada por el mecanismo de impactosdel martillo debe transmitirse a la roca, por lo que esnecesario que la boca se encuentre en cOnJacto per-manente con el fondo del barreno. Esto se consiguecon la fuerza de empuje suministrada por un motor ocilindro de avance, que debe adecuarse al tipo de rocay boca de perforación.
Un empuje insuficiente tiene los siguientes efectosnegativos: reduce la velocidad de penetración, pro-duce un mayor desgaste de varillas y manguitos, au-menta la pérdida de apriete del varillaje y el calenta-miento del mismo. Por el contrario, si el empuje esexcesivo disminuye también la velocidad de perfora-ción, dificulta eldesenroscado del varillaje, aumenta eldesgaste de las bocas, el par de rotación y las vibracio-nes del equipo, así como la desviación de los barrenos.
Al igual que sucede con la rotación, esta variable noinfluye de forma decisiva sobre las velocidades de pe-netración. Fig. 2.4.
UJz0000<:[<:[oa:
ot;j3zUJI1J>Q.
EMPUJE
Figura 2.4. Influencia del empuje sobre la velocidad de pe-netración.
2.4. Barrido
Para que la perforación resulte eficaz, es necesarioque el fondo de los barrenos se mantenga constante-mente limpio evacuando el detrito justo después desu formación. Si esto no se realiza, se consumirá unagran cantidad de energía en la trituración de esas par-tículas traduciéndose en desgastes y pérdidas de ren-dimientos, además del riesgo de atascos.
El barrido de los barrenos se realiza con un fluido-aire, agua o espuma-que se inyecta a presión haciael fondo a través de un orificio central del varillaje y deunas aberturas prácticadas en las bocas de perfora-ción.
Las partículas se evacúan por el hueco anular com-prendido entre el varillaje y la pared de los barrenos.Fig.2.5.
lFLUIDO DEBARRIDO
il¡, ,10i i
Figura 2.5. Principio de barrido de un barreno.
El barrido con aire se utiliza en trabajos a cieloabierto, donde el polvo producido puede eliminarsepor medio de captadores.
El barrido con agua es el sistema más utilizado enperforación subterránea que sirve además para supri-mir el polvo, aunque supone generalmente una pér-dida de rendimiento del orden del 10% al 20%.
La espuma como agente de barrido se emplea comocomplemento al aire, pues ayuda a la elevación departículas gruesas hasta la superficie y ejerce un efectode sellado sobre las paredes de los barrenos cuando seatraviesan materiales sueltos.
Las velocidades ascensionales para una limpieza
27
eficiente con aire oscilan entre los 15 y los 30 mis. Lasvelocidades minimas pueden estimarse en cada caso apartir de la expresión:
v = 9 55 x ~ x d 0,6. ' p, + 1 p
donde:
va = Velocidad ascensional (mis).p, = Densidad de la roca (g/cm3).
dp = Diámetro de las partículas (mm).
Así, el caudal que debe suministrar el compresor será:
v.x(D2-d2)
1,27Q.=
siendo:
Q.= Caudal (m3/min).D = Diámetro del barreno (m).d = Diámetro de las varillas (m).
TABLA 2.2
Cuando se emplea agua para el barrido la velocidadascensional debe estar comprendida entre 0,4 y 1 mis.En estos casos, las presiones están limitadas entre 0,7y 1 MPa para evitar que dicho fluido entre en el martillo.
En el caso del aire, con martillos en cabeza, no es
frecuente disponer de un compresor de presión supe-rior únicamente para el barrido. Sólo en el caso de losmartillos en fondo se utilizan compresores de alta pre-
sión (1-1,7 MPa) porque además de servir para evacuarel detrito se aumenta la potencia de percusión.
Un factor que es preciso tener en cuenta para esti-mar el caudal de barrido es el de las pérdidas de carga
que se producen por las estrechas conducciones quedebe atravesar el fluido (aguja de barrido, orificio .delas varillas) y a lo largo de la sarta de perforación.
En la Tabla 2.2, se indican las velocidades de barrido,cuando se perfora con martillo en cabeza, en función delcaudal de aire que proporciona el compresor y el diáme-tro del varillaje.
3. PERFORACION CON MARTillO ENCABEZA
Este sistema de perforaci6n se puede calificar comoel más clásico o convencional, y aunque su empleo poraccionamiento neumático se vio limitado por los mar-tillos en fondo y equipos rotativos, la aparición de losmartillos hidráulicos en la década de los setenta hahecho resurgir de nuevo este método complemen-tándolo y ampliándolo en su campo de aplicación.
3.1. Perforadoras neumáticas
Un martillo accionado por aire comprimido constabásicamente de:
- Un cilindro cerrado con una tapa delantera quedispone de una abertura axial donde va colocado el
28
elemento portabarrenas, así como un dispositivoretenedor de las varillas de perforación.
- El pistón que con su movimiento alternativo golpeael vástago o culata a través de la cual se transmite laonda de choque a la varilla.
- La válvula que regula el paso de aire comprimido envolumen fijado y de forma alternativa a la parteanterior y posterior del pistón.
- Un mecanismo de rotación, bien de barra estriada ode rotación independiente.
- El sistema de barrido que consiste en un tubo quepermite el paso del aire hasta el interior del varillaje.
Estos elementos son comunes a todos los tipos demartillos existentes en el mercado, variando únicamentealgunas características de diseño: diámetro del cilindro,longitud de la carrera del pistón, conjunto de válvulas dedistribución, etc.
CAUDAL (m3/min) 3,2 5,2 6,5 6,5 9,3 9,3 9,3 9,3
Diámetro varilla (mm) 32 38 38 45 45 51 87 100Diámetro del manguito 45 55 55 61 61 72 - -
Diámetro orificio de barrido (mm) 12 14 14 17 17 21 61 76
DIAMETRO DEL BARRENO VELOCIDAD.DEL AIRE DE BARRIDO (mis)
51 mm (2") 43 - - - - - - -64 mm (2'/i') 22 42 52 - - - - -
76 mm (3") 15 25 32 37 50 - - -
89 mm (3'//') - 17 21 24 27 36 - -
102 mm (4") - - 15 17 22 24 68 -
115 mm (4'12") - - - 12 17 18 34 69127 mm (5") - - - - 13 15 19 34140 mm (5'12") - - - - - - 16 21152 mm (6") - - - - - - - 15
A continuación se describe el principio de trabajo deun martillo neumático, Fig. 2.6 a 2.12.
1
Figura 2.6. El pistón se encuentra al final de su carrerade retroceso.
1. El pistón se encuentra al final de su carrera de re-troceso y está listo para comenzar su carrera de trabajo.El aire, a la presión de alimentación, llena la culata (1) ypasa a través de la lumbrera trasera de alimentación (2)al cilindro (3). El aire empuja el pistón hacia adelante,comenzando la carrera de trabajo. Mientras, la partefrontal del cilindro (5) se encuentra a la presión atmosfé-rica, al estar abierta la lumbrera de escape (6).
73 4 6
Figura 2.7. El pistón se acelera hacia adelante.
2. El pistón (4) continúa acelerándose, empujadopor la presión de alimentación, hasta que el borde fron-tal (7) de la cabeza de control del pistón cierra la entra-da del aire comprimido. El aire confinado en la parte tra-sera del cilindro (3) comienza a expansionarse y conti-núa empujando hacia adelante al pistón. Obsérvese quela cabeza del pistón (4) cierra la lumbrera de escape (6)y el extremo frontal se encuentra todavía a la presión at-mosférica.
73 6 6
Figura 2.8. El borde trasero de la cabeza del pistón descubrela lumbrera de escape.
3. El aire confinado en la parte trasera del pistón (3)continúa expansionándose hasta que el borde traserode la cabeza del pistón comienza a descubrir la lumbre-ra de escape (6). Recuérdese que la cabeza de controldel pistón (7) ha cerrado ya la entrada de aire comprimi-do, con lo cual no se malgasta el aire comprimido cuan-do se abre la lumbrera de escape.
En la parte frontal de la cabeza del pistón ha quedadoatrapado aire que estaba a la presión atmosférica (5) y
que ahora es comprimido hasta una presión ligeramentesuperior a la atmosférica.
4
6 8
Figura 2.9. El pistón comprime el aire que se encuentradelante.
4. El pistón continúa moviéndose hacia adelante acausa de su inercia hasta que golpea al adaptador deculata. Entonces el borde trasero de la cabeza del pis-tón (8) ha descubierto la lumbrera de escape (6) y el airede la parte trasera es expulsado a la atmósfera.
Mientras esto sucede, el extremo trasero (10) de lacabeza de control del pistón abre la lumbrera frontal deentrada del aire comprimido (5) que empuja el pistón ha-cia atrás en la carrera de retroceso. Durante esta etapahay aire comprimido empujando al pistón por su partefrontal (5) y también empujándole por su parte trasera(10). La superficie frontal es mucho mayor que la trasera(10), por lo que el pistón se desplaza hacia atrás.
5
6
Figura 2.10. El pistón se acelera hacia atrás.
5. El pistón se acelera hacia atrás en su carrera deretroceso, hasta que la cabeza de control cubre la lum-brera de entrada de aire (10), entonces, el aire de lazona (5) se expansiona y continúa empujando al pistónhacia atrás.
3 11 6
Figura 2.11. El borde frontal de la cabeza del pistón descubrela lumbrera de escape.
6. El pistón continúa acelerándose hacia atrás mien-tras el aire de la parte frontal (5) se expansiona hastaque el borde frontal de la cabeza del pistón (11) descu-bre la lumbrera de escape, el aire entonces es atrapadoen la parte posterior del cilindro (3) y se comprime hastauna presión ligeramente superior a la atmosférica. Ob-sérvese que el borde frontal de la cabeza de control (7)
29
acaba de abrir la lumbrera trasera de alimentación deaire comprimido.
6 6
Figura 2.12. El pistón finaliza la carrera de retroceso.
7. La carrera de retroceso finaliza cuando la lumbre-ra trasera de suministro de aire se abre completamente,permitiendo la entrada del aire comprimido tras el pis-tón. Esto produce un efecto de amortiguación que pro-duce la parada suave del pistón, y al mismo tiempo seprepara para una nueva carrera de trabajo.
Algunas características típicas de estos equipos se in-dican en la Tabla 2.3.
TABLA 2.3. CARACTERISTICAS MEDIAS DEMARTILLOS NEUMATICOS
Relación diám. pistón/diám. barrenoCarrera del pistón (mm)Frecuencia del golpeo (golpes/min)Velocidad de rotación (r/min)Consumo relativo de aire
(m3/min. cm. diámetro)
15-1,735 - 95
1500 - 340040 - 400
2,1 - 2,8
Las longitudes de perforación alcanzadas con estesistema no suelen superar los 30 m, .debido a las im-portantes pérdidas de energía en la transmisión de laonda de choque y a las desviaciones de los barrenos.
Como se ha indicado, la rotación del varillaje puedeconseguirse por dos procedimientos diferentes:
a) Con barra estriada o rueda de trinquetes, y
b) Con motor independiente.
El primer grupo está muy generalizado en las perfo-radoras ligeras, mientras que el segundo se aplica abarrenos de gran diámetro donde es necesario un parmayor.
En la rotación por barra estriada el pistón tiene formatubular y rodea a ésta por medio de la tuerca de rota-ción. La barra va conectada a los componentes estáti-cos del martillo por medio de trinquetes Fig. 2.13. Elextremo frontal del pistón tiene unas estrías planas queengranan con las del buje de rotación. Esto hace quedurante la carrera de retroceso el pistón gire arras-trando en el mismo sentido al varillaje. Las barras es-triadas pueden elegirse con diferentes pasos, de talmanera que cada 30, 40 ó 50 emboladas se consiga unavuelta completa.
En la rotación por rueda de trinquetes, el extremofrontal del pistón tiene estrías rectas y helicoidales. Las
30
estrías rectas engranan con las de la tuerca del buje derotación, la cual va unida interiormente a la rueda detrinquetes. También en este caso las varillas sólo girandurante la carrera de retroceso del pistón.
TRINQUETES
BARRA ESTRIADA
VARILLA DE PERFORAC'ON
Figura 2.13. Perforadora con rotación por mecanismo de ba-rra estriada.
Elsegundo procedimiento, que es el más extendido,utiliza un motor exterior al martillo neumático o hi-dráulico. Las ventajas que presenta son:
- Con un pistón del mismo tamaño se posee másenergía en el martillo, ya que al eliminar la barraestriada alJmenta la superficie útil del pistón sobrela que actúa el aire a presión.
- Se dispone de mayor par, por lo que se puedetrabajar con diámetros y longitudes mayores.
- Permite adecuar la percusión y la rotación a lascaracterísticas de la roca a penetrar.
- Aumenta el rendimiento de la perforación.
Este tipo de perforadoras disponen de unos engra-ñajes cilíndricos para transmitir el movimiento de rota-ción a las varillas. Fig. 2.14.
El campo de aplicación de las perforadoras neumá-ticas de martillo en cabeza, se ha ido estrechando cadavez más hacia los barrenos cortos con longitudesentre 3 y 15 m, de diámetro pequeño de 50 mm a 100mm, en rocas duras y terrenos de difícil acceso. Esto seha debido fundamentalmente al alto consumo de airecomprimido, unos 2,4 m 3/min por cada centímetro dediámetro y a los fuertes desgastes que se producen entodos los accesorios, varillas, manguitos, bocas, etc.,por la frecuencia de impactos y forma de la onda dechoque transmitida con pistones de gran diámetro.
No obstante, las perforadoras neumáticas presentanaún numerosas ventajas:
- Gran simplicidad- Fiabilidad y bajo mantenimiento
ENTRADA DEL A.RE DE ACCIONAM'ENTO DEJMOTOR DE ROTACION y MARTILLO
MOTOR DE AIREREVERSIBLE
ENGRANAJEREDUCTOR
Figura 2.14. Vista seccionada de una perforadora neumáticacon mecanismo de rotación independiente
. (Compair-Holman).
- Facilidad de reparación- Precios de adquisición bajos, y- Posibilidad de utilización de antiguas instalacio-
ENTRADA DE FLUIDO DE BARRIDO
ADAPTADOR
.~
i
~I !fiñ~
11
nes de aire comprimido en explotaciones subte-rráneas.
3.2. Perforadoras hidráulicas
A finales de los años sesenta y comienzo de lossetenta, tuvo lugar un gran avance tecnológico en laperforación de rocas con el desarrollo de los martilloshidráulicos.
Una perforadora hidráulica consta básicamente delos mismos elementos constructivos que una neumá-tica. Fig. 2.15.
La diferencia más importante entre ambos sistemasestriba en que en lugar de utilizar aire comprimido,generado por un compresor accionado por un motordiesel o eléctrico, para el gobierno del motor de rota-ción y para producir el movimiento alternativo del pis-tón, un motor actúa sobre un grupo de bombas quesuministran un caudal de aceite que acciona aquelloscomponentes.
CONTROL DE PARAMETROSDE PERFORACION
r
¡MOTOR DE ROTAC"~
Figura 2.15. Sección de un martillo hidráulico (Atlas Copco).
Seguidamente se describe el principio de funciona-miento de un martillohidráulicode un equipo de superfi-cie, Fig. 2.16 a 2.19.
Figura 2.16. El pistón se encuentra en el extremo delanterode su carrera.
1. El pistón se muestra estando en el extremo delan-tero de su carrera. El aceite hidráulico penetra a la per-foradora a través del orificio de alta presión (1) Y fluyehacia la parte delantera de cilindro (2). Empuja al pistónhacia atrás y al mismo tiempo entra en la cámara deldistribuidor (3) empujando al distribuidor (4) a la posi-ción trasera. Una parte del caudal del aceite entra al
acumulador de alta presión (HP) (5) comprimiendo el ni-trógeno y de este modo acumulando energía. En estaposición el aceite en la parte trasera del cilindro escapaa través del orificio (6) hacia el orificio de retorno (7). Elacumulador de baja presión (LP) (8) funciona de la mis-ma manera evitando carga de choque en las manguerasde retorno.
Figura 2.17. El pistón se desplaza hacia atrás.
2. Cuando el pistón se ha desplazado hasta el puntoen que el borde (9) ha cubierto los orificios (6), el orificio(10) se habrá abierto y la presión que actúa sobre ellado de la alta presión detiene el émbolo. El choque de
31
presión causado por el émbolo es absorbido en el acu-mulador (5). Después de esto, el borde (11) deja al des-cubierto los orificios (12) y el aceite presurizado en lacámara del distribuidor escapa hacia el conducto de re-torno. Antes de esto, el borde (13) impide el flujo deaceite hacia la cámara del distribuidor,y la presión en laparte delantera del cilindrofuerza al émbolo hacia atrás.
Figura 2.18. Elpistón se encuentra en la posición trasera.
3. A medida que la presión se reduce en la cámaradel distribuidor, la alta presión dominante en la cara pos-terior del distribuidor (4) lo fuerza hacia adelante y deeste modo se cubren los orificios de escape (6). En estaposición el aceite puede fluir hacia la parte trasera delcilindro a través de un orificio de presión (14) entre eldistribuidor y el cuerpo. Al mismo tiemp.o el aceite puedefluir a través del orificio (10) hacia el cilindro.
Figura 2.19. El pistón se mueve hacia adelante.
4. El pistón se mueve hacia adelante debido al de-sequilibrio de fuerzas predominante en las partes delan-teras y traseras del cilindro. Al mismo tiempo el acuniu-lador de alta presión (HP) descarga aceite al conducto
de alta presión (HP) y de este modo au¡penta el flujo deaceite al cilindro. Poco antes del punto de percusión delpistón, el borde (12) permite el flujo de aceite hacia lacámara del distribuidor y el desequilibrio de fuerzas en-tre las caras del distribuidor lo mueven a la posición tra-sera cerrando la alimentación de aceite a la parte poste-rior del cilindro. Después del instante de percusión co-mienza el ciclo de retorno del pistón de la manera indi-cada anteriormente.
Aunque en un principio la introducción de estosequipos fue más fuerte en trabajos subterráneos, conel tiempo, se ha ido imponiendo en la perforación desuperficie complementando a las perforadoras neu-máticas.
Las características de estas perforadoras se resu-men en la Tabla 2.4.
32
TABLA 2.4. CARACTERISTICAS MEDIAS DEMARTILLOS HIDRAULlCOS
PRESION DE TRABAJO (MPa)
POTENCIA DE IMPACTO (kw)
7,5 - 25
6 - 20
2000 - 5000FRECUENCIA DE GOLPEO (golpes/min)
VELOCIDAD DE ROTACION (r/min) O - 500
100 - 1800PAR MAXIMO (Nm)
CONSUMO RELATIVO DE AIRE
(m'/min cm diám) 0,6 - 0,9
Según la potencia disponible del martillo se seleccio-nará el diámetro del varillaje. En la Tabla 2.5, se reco-gen unas recomendaciones generales.
TABLA 2. 5
Las razones por las que la perforación hidráulicasupone una mejora tecnológica sobre la neumáticason las siguientes:
- Menor consumo de energía: .
Las perforadoras hidráulicas trabajan con fluidos apresiones muy superiores a las accionadas neu-máticamente y, además, las caídas de presión sonmucho menores. Se utiliza, pues, de una forma máseficiente la energía, siendo sólo necesario por me-tro perforado 1/3 de la que se consume con losequipos neumáticos.
- Menor coste de accesorios de perforación:La transmisión de energía en los martillos hidráuli-cos se efectúa por medio de pistones más alarga-dos y de menor diámetro que los correspondientesa los martillos neumáticos. La fatiga generada en elvarillaje depende de las secciones de éste y deltamaño del pistón de golpeo, pues, como se ob-serva en la Fig. 2.20, la forma de la onda de choquees mucho más limpia y uniforme en ios martilloshidráulicos que en los neumáticos, donde se pro-ducen niveles de tensión muy elevados que son elorigen de la fatiga sobre el acero y de "una serie deondas secundarias de bajo contenido energético.En la práctica, se ha comprobado que la vida útil delvarillaje se incrementa para las perforadoras hi-dráulicas aproximadamente un 20%.
- Mayor capacidad de perforación:Debido a la mejor transmisión de energía y forma
DIAMETRO DEL VARillAJE POTENCIA DISPONIBLE DEL MARTillO
(mm-pulg) (kW)
25,4-1" 8-1231,7-1'/4" 10-1438,1-1';2' 14-1644,5-13/4" 16-1850,8-2" 18-22
B~ lAd0I]]][11==:Jc:m:=:c::J
Pistón de martillo encabeza hldraúlico
Varillaje
B~~WL--CJ
\:t
dPistón de martillo encabeza neumático
Varillaje
¡;z:zj = Enegíocontenido en un golpeA = Nivel de tensión aceptableB = Exceso de tensión que
provoca fatiga en elvarillaje
Figura 2.20. Ondas de choque en martillos hidráulicos yneumáticos.
de la onda, las velocidades de penetración de lasperforadoras hidráulicas son de un 50 a un 100%mayores que las que los equipos neumáticos.
- Mejores condiciones ambientales:Los niveles de ruido en una perforadora hidráulicason sensiblemente menores a los generados poruna neumática, debido a la ausencia del escape deaire. Principalmente, esto es así en el campo de lasbajas frecuencias, donde los auriculares protec-tores son menos eficientes.Además, en las labores subterráneas no se producela niebla de agua y aceite en el aire del frente,mejorando el ambiente y la visibilidad del operario.Por otro lado, la hidráulica ha permitido un diseño
130
<! 120QZ<!ID
~ 110~<.)o
ID 100"o
..e::>Q: vW 90o...J1"~Z 80
7031.5 63 125 250 500 1000 2000 4000 8000 16000
FRECUENCIA MEDIA OCTAVA BANDA (Hz)
--- Perforadora neumática no silenciada
Perforadora neumática moderna silenciada
-'-'-'-'- Perforadoro hidráulica
Figura 2.21. Menor nivel de ruido producido por las perfora-doras hidráulicas.
más ergonómico de los equipos, haciendo que lascondiciones generales de trabajo y de seguridadsean mucho más favorables.
- Mayor elasticidad de la operación:Es posible variar dentro de la perforadora la pre-sión de accionamiento del sistema y la energía porgolpe y frecuencia de percusión.
- Mayor facilidad para la automatización:Estos equipos son mucho más aptos para la auto-matización de operaciones, tales como el cambiode varillaje, mecanismos antiatranque, etc.
Por el contrario, los inconvenientes que presentanson:
- Mayor inversión inicial.
- Reparaciones más complejasycostosas que en lasperforadoras neumáticas, requiriéndose una mejororganización y formación del personal de mante-nimien.to.
4. PERFORACION CON MARTillO ENFONDO
Estos martillos se desarrollaron en 1951 por Ste-nuick y desde entonces se han venido utilizando conuna amplia profusión en explotaciones a c'ieloabierto de rocas de resistencia media, en la gama dediámetros de 105 a 200 mm, aunque existen modelosque llegan hasta los 915 mm.
La extensión de este sistema a trabajos subterrá-neos es relativamente reciente, ya que fue a partir de1975 con los nuevos métodos de Barrenos Largos yde Cráteres Invertidos cuando se hizo popular en esesector.
En la actualidad, en obras de superficie este mé-todo de perforación está indicado para rocas duras ydiámetros superiores a los 150 mm, en competenciacon la rotación, debido al fuerte desarrollo de losequipos hidráulicos con martillo en cabeza.
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6 - MARTILLO n ""
7-BOCA U~6-0
Figura 2.22. Esquema de los componentes de un carro per-forador con martillo en fondo.
33
El funcionamiento de un martillo en fondo se basaen que el pistón golpea directamente a la boca deperforación. El fluido de accionamiento es aire com-primido que se suministra a través de un tubo queconstituye el soporte y hace girar al martillo. La rota-ción es efectuada por un simple motor neumático ohidráulico montado en el carro situado en superficie,lo mismo que el sistema de avance. Fig. 2.22.
La limpieza del detrito se efectúa por el escapedel aire del martillo a través de los orificios de laboca.
ROSCA CONICATI PO API
VALVULA DEPROTECCION
_VALVULATU BULAR
-TUBO CENTRAL
-CAMISA
-PISTON
lf
- PORTABOCAS
-BOCA
Figura 2.23. Martillo en fondo (Atlas Capeo).
34
En los martillos en fondo, generalmente, la frecuenciade golpeo oscila entre 600 y 1.600 golpes por minuto.
El diseño actual de los martillos en fondo es mu-
cho más simple que el de los primitivos que incor-poraban una válvula de mariposa para dirigir el airealternativamente a la parte superior del pistón. Losmartillos sin válvulas son accionados por las nerva-duras o resaltes del propio pistón, permitiendo au-mentar la frecuencia de golpeo, disminuir sensible-mente el consumo de aire y el riesgo de dieseliza-ción.
Para evitar la entrada del agua, por efecto de lapresión hidráulica, los martillos pueden disponer deuna válvula antirretorno en la admisión del aire.
La relación carrera/diámetro del pistón en los mar-tillos en cabeza es menor o igual a 1, pero en losmartillos en fondo como las dimensiones del pistónestán limitadas por el diámetro del barreno, paraobtener la suficiente energía por golpe la relaciónanterior es del orden de 1,6 a 2,5 en los calibres pe-
queños y tendiendo a 1 en los grandes.
~"-
E
152 mm DIAMETROBOCA DE BOTONESGRANITO 180 MPa RESISTENC. COMP.
~ 40
U«Q:f-wZwc..woo« 30oUo--'w>
20
M.F. CON VALVULA (1.968)
10 M.F. CON VALVULA (1.960)
M.F. CON VALVULA (1.955)
0,5 1;5 2 2,5PRESION DEL AIRE (MPa)
Figura 2.24. Velocidad de penetración para diferentes mar-tillos en fondo y presiones de aire (Ingersoll-Rand).
Si se analiza la fórmula de la potencia proporcionadapor una perforadora rotopercutiva:
P - Pm 1.5 X A 1,5 X I 05M - P P ,m 0,5p
siendo:
Pm= Presión del ai re que actúa sobre el pistón.
Ap = Area efectiva del pistón.Ip = Carrera del pistón.mp = Masa del pistón.
se ve que la presión del aire es la variable que tieneuna mayor influencia. sobre la velocidad de penetra-ción obtenida con un martillo en fondo. Actualmente,
existen equipos sin válvulas que operan a altas pre-siones, 2 a 2,5 MPa, consiguiendo altos rendimien-tos.
Con el fin de evitar la percusión en vacío los martillossuelen ir provistos de un sistema de protección que cie-rran el paso del aire al cilindro cuando la boca no seapoya en la roca del fondo del taladro.
La sujeción de las bocas al martillo se realiza por dossistemas: el primero, a modo de bayoneta, consiste enintroducir la boca en el martillo y girarla en un sentido,normalmente a izquierda, quedando así retenida; el se-gundo, mediante el empleo de elementos retenedores,semianillas o pesadores.
Cuando se perfora una formación rocosa en pre-sencia de agua, debe disponerse de un compresorcon suficiente presión de aire para proceder en de-terminados momentos a su evacuación. De lo con-
trario, el peso de la columna de agua hará caer elrendimiento de perforación.
En cuanto al empuje que debe ejercerse para man-tener la boca lo más en contacto posible con la roca,una buena regla práctica es la de aproximarse a los85 kg por cada centímetro de diámetro. Un empujeexcesivo no aumentará la penetración, sino queacelerará los desgastes de la boca y aumentará losesfuerzos sobre el sistema de rotación. Cuando se
perfore a alta presión se precisará al principio unafuerza de avance adicional para superar el efecto decontraempuje del aire en el fondo del barreno, suce-diendo lo contrario cuando la profundidad seagrande y el número de tubos tal que supere al pesorecomendado, siendo necesario entonces que elperforista accione la retención y rotación para man-tener un empuje óptimo sobre la boca.
Las velocidades de rotación aconsejadas en fun-ción del tipo de roca son:
TABLA 2.6
Como regla práctica puede ajustarse la velocidadde rotación a la de avance con la siguiente expre-sión:
Velocidad rotación
penetración (m/h)(r/min) = 1,66 x Velocidad
Además del aire, como fluido de barrido puedeemplearse el agua y la inyección de un espumante.Éste último, presenta diversas ventajas ya que seconsigue una buena limpieza en grandes diámetroscon aire insuficiente, con velocidades ascensionalesmás bajas (hasta 0,77 mis), y permite mantener esta-bles las paredes de los taladros en formacionesblandas. Este método es especialmente indicado enla perforación de pozos de agua en terrenos pococonsolidados.
La lubricación de los martillos en fondo es de vital
importancia. Los consumos de aceite varían con losdiferentes modelos, pero como regla general se re-comienda 1 litro de aceite por hora por cada 17 m31min de caudal de aire suministrado. Cuando se per-fora a alta presión se aconseja un consumo mínimocontinuo de 1 I/h. Si se emplea agua o espumantesdebe aumentarse la cantidad de aceite.
En cuanto al tamaño de los tubos, éstos deben te-
ner unas dimensiones tales que permitan la correctaevacuación de los detritus por el espacio anular quequeda entre ellos y la pared del barreno. Los diáme-tros recomendados en función del calibre de perfo-ración se indican en la Tabla 2.7.
TABLA 2.7
Las ventajas de la perforación con martillo enfondo, frente a otros sistemas, son:
- La velocidad de penetración se mantiene prácti-camente constante a medida que aumenta la
profundidad de los barrenos. Fig. 2.25.
- Los desgastes de las bocas son menores que con. martillo en cabeza,debido a que el aire de acciona-miento que pasa a través de la boca limpiando lasuperficie del fondo asciende eficazmente por el
'" pequeño espacio anular que queda entre la tuberíay la pared del barreno.
- Vida más larga de los tubos que de las varillas ymanguitos.
- Desviaciones de los barrenos muy pequeñas, por lo
que son apropiados para taladros de gran longitud.
- La menor energía por impacto y la alta frecuenciade golpeo favorecen su empleo en formacionesdescompuestas o con estratificación desfavorable.
- Se precisa un par y una velocidad de rotación me-nores que en otros métodos de perforación.
- No se necesitan barras de carga y con carros depequeña envergadura es posible perforar barrenosde gran diámetro a profundidades elevadas.
35
"IVELOCIDAD DE
TIPO DE ROCAROTACION (r/min)
Muy blanda 40 - 6030 - 50Blanda20 - 40Media1O - 30Dura
DIAMETRO DE DIAMETRO DE LA
PERFORACION (mm) TUBERIA (m m)
102-115 76127-140 102152-165 114
200 152
100
90
80
z~ 70U<t
~¡:60OUJ
g ~50...JCLW
> ~ 40w°<t° ::!;30~ X
<t::!;20
10
1° 6° 7° 8°2° 3° 4° 5°
N° VARILLAS
Figura 2.25. Variación de la velocidad de penetración con elnúmero de varillas en los martillos en cabeza y en fondo
(Ingersoll-Rand).
- El coste por metro lineal es en diámetros grandesy rocas muy duras menor que con perforaciónrotativa.
- El consumo de aire es más bajo que con martilloen cabeza neumático.
- El nivel de ruido en la zona de trabajo es inferior alestar el martillo dentro de los barrenos.
Por el contrario, los inconvenientes que presentason:
- Velocidades de penetración bajas.
- Cada martillo está diseñado para una gama de diá-metros muy estrecha que oscila en unos 12 mm.
- El diámetro más pequeño está limitado por las di-mensiones del martillo con un rendimiento acepta-ble, que en la actualidad es de unos 76 mm.
- Existe un riesgo de pérdida del martillo dentro delos barrenos por atranques y desprendimientos delmismo.
- Se precisan compresores de alta presión con ele-vados consumos energéticos.
En la actualidad, el sistema de martillo en fondo en el
rango de 76 a 125 mm está siendo desplazado por laperforación hidráulica con martillo en cabeza.
En la Tabla 2.8. se indican las características técni-
cas de algunos martillos en fondo.
TABLA 2.8 CARACTERISTICAS DE ALGUNOS MARTillOS EN FONDO
5. SISTEMAS DE AVANCE
Como se ha indicado anteriormente, para obtenerun rendimiento elevado de las perforadoras las bocasdeben estar en contacto con la roca y en la posición.adecuada en el momento en que el pistón transmite suené'rgía mediante el mecanismo de impacto,s. Paraconseguir esto, tanto en la perforación manu~1 comoen la mecanizada, se debe ejercer un empuje sobre laboca que oscila entre los 3 y 5 kN, para los equipos detipo pequeño, hasta los mayores de 15 kN en las per-foradoras grandes.
los sistemas de avance pueden ser los siguientes:
- Empujadores.- Deslizaderas de cadena.- Deslizaderas de tornillo.- Deslizaderas de cable.- Deslizaderas hidráulicas.
los empujadores telescópicos se utilizan tanto parala perforación de barrenos horizontales como vertica-
36
les, denominándose en este último caso empujadoresde columna.
'5.1. Empujadores
Básicamente, un empujador consta de dos tubos.",.Uno exterior de aluminio o de un metal ligero, y otro
interior de acero que es el que va unido a la perfora-dora. El tubo interior actúa como un pistón de dobleefecto, controlándose su posición y fuerza de empujecon una válvula que va conectada al circuito de airecomprimido, Fig. 2.26.
5.2. Deslizaderas de cadena
Este sistema de avance está formado por u na cadenaque se desplaza por dos canales y que es arrastradapor un motor neumático o hidráulico, según el fluidoque se utilice en el accionamiento del martillo, a travésde un reductor y un piñón de ataque, Fig. 2.27.
1I
MARTilLO EN FONDO
f---- IMARTillO EN CABEZA CONVARillAJE ACOPLADO
-- -
I
DIAMETRO DE PERFORACION (mm) 100 125 150 200 300
DIAMETRO DE PISTON (mm) 75 91 108 148 216
CARRERA DEL PISTON (mm) 100 102 102 100 100
PESO DEL MARTillO (kg) 38,5 68,5 106 177 624
CONSUMO DE AIRE (m3/min a 1 MPa) 4,7 6,7 10,1 17,1 28,2RElACION DIAM. BARRENO/DIAM. PISTON 1,33 1,37 1,39 1,35 1,39
CONSUMO RELATIVO DE AIRE (m3/min cm) 0,47 0,54 0,67 0,86 0,94
La cadena actúa sobre la cuna del martillo que sedesplaza sobre el lado superior de la deslizadera.
Las ventajas de este sistema, que es muy utilizadotanto en equipos de superficie como subterráneos, son:el bajo precio, la facilidad de reparación y la posibili-dad de longitudes de avance grandes. Por el contrario,presentan algunos inconvenientes como son: mayoresdesgastes en ambientes abrasivos, peligroso si serompe la cadena perforando hacia arriba y dificultadde conseguir un avance suave cuando las penetra-ciones son pequeñas.
5.3. Deslizaderas de tornillo
En estas deslizaderas el avance se produce al girar eltornillo accionado por un motor neumático. Este torni-llo es de pequeño diámetro en relación con su longitudy está sujeto a esfuerzos de pandeo y vibraciones du-rante la perforación. Por esta razón, no son usualeslongitudes superiores a los 1,8 m.
Las principales ventajas de este sistema son: unafuerza de avance más regularysuave, gran resistenciaal desgaste, muy potente y adecuado para barrenosprofundos, menos voluminoso y más seguro que elsistema de cadena.
Sin embargo, los inconvenientes que presentan son:un alto precio, mayor dificultad de reparación y longi-tudes limitadas.
5.4. Deslizaderas de cable
En Canadá es un sistema muy popular que va mon-tado sobre unos jumbos denominados «Stopewa-gons». Básicamente constan de un perfil hueco deextrusión sobre el que desliza la perforadora. Un pistónse desplaza en su interior unido por ambos extremos aun cable que sale por los extremos a través de unoscierres. El accionamiento del pistón es neumático.
Las ventajas que presentan son: el bajo precio, lasimplicidad yfacilidad de reparación, la robustez y vidaen operación.
Los inconvenientes principales son: están limitadosa equipos pequeños y a barrenos cortos, las pérdidasde aire a través de los cierres de los extremos y elpeligro en caso de rotura de los cables.
5.5. Deslizaderas hidráulicas
El rápido desarrollo de la hidráulica en la últimadécada ha hecho que este tipo de deslizaderas inclusose utilice en perforadoras neumáticas. El sistemaconsta de un cilindro hidráulico que desplaza a la per-foradora a lo largo de la viga soporte, Fig. 2.28.
Las deslizaderas hidráulicas presentan las siguien-tes ventajas: simplicidad y robustez, facilidad, de con-trol y precisión, capacidad para perforar grandes pro-fundidades y adaptabilidad a gran variedad de máqui-nas y longitudes de barrenos.
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Figura 2.26. Sección de un empujador ñeumático (Padley & Venables).
>1'
Figura 2.27. Deslizadera de cadena (Padley & Venables).
37
RECORRIDO
LONGITUD DE VARILLA'-'-'--
oo o'-'---'
MANGUITO
Figura 2.28. Deslizadera de tornillo (Padley & Venables).
Por el contrario, los problemas que plantean son:mayores precios, necesidad de un accionamiento hi-dráulico independiente, peor adaptación en las per-foradoras percutivas que en las rotativas y desgastesen el cilindro empujador.
6. SIST~MAS DE MONTAJE
En los tipos de trabajo que realizan los equipos deperforación, los sistemas de montaje pueden diferen-ciarse según sean para aplicaciones subterráneas o acielo abierto.
Dentro de este epígrafe también se describen losmartillos manuales.
6.1. Sistemas de montaje para aplicaciones sub-terráneas
Los equipos de perforación que más se utilizan enlabores de interior son los siguientes:
- Jumbos para excavación de túneles y galerías, ex-plotaciones por corte y relleno, por cámaras y pi-lares, etc.
- Perforadoras de barrenos largos en abanico en elmétodo de cámaras por subniveles.
- .Perforadoras de barrenos largos para sistemas decráteres invertidos y cámaras por banqueb.
Otras unidades como son los vagones perforadoressobre neumáticos y los carros sobre orugas se des-criben con más detalle junto a las máquinas de cieloabierto.
Los montajes especiales para la ejecución de chi-meneas y pozos se ven en un capítulo aparte.
A. Jumbos
Los jumbos son unidades de perforación equipadascon uno o varios martillos perforadores cuyas princi-
38
pales aplicaciones en labores subterráneas se en-cuentran en:
- Avance de túneles y galerías.- Bulonaje y perforación transversal.- Banqueo con barrenos horizontales.- Minería por corte y relleno.
Figura 2.29. Aplicaciones de los jumbos.
Los componentes básicos de estos equipos son: elmecanismo de traslación, el sistema de acciona-miento, los brazos, las deslizaderas y los martillos.Fig. 2.30.
Estas máquinas pueden ser remolcables o más ha-bitualmente autopropulsadas. Estas últimas disponende un tren de rodaje sobre: neumáticos, orugas o ca-rriles.
El primero, es el más extendido por la gran movilidadque posee (hasta 15 km/h), por la resistencia frente alas aguas corrosivas y por los menores desgastes so-bre pisos irregulares. Los chasis en la mayoría de loscasos son articulados,posibilitando los trabajos de ex-cavaciones con curvas.
ENERGíA ELECTRíCA
-ACEITE
. AGUA
.. ..
Figura 2.30. Componentes principales de un jumbo (Tamrock).
PPI
El montaje sobre orugas se utiliza con muy mal piso,galerías estrechas, con pendientes altas (15°-20°) y po-cas curvas. No son muy frecuentes en trabajos subte-rráneos. Fig. 2.31.
Figura 2.31. Jumbo sobre orugas (Atlas Copco).
Los jumbos sobre carriles, que han caído muy endesuso, encuentran aplicación cuando los trabajospresentan: una gran longitud, pequeña sección; pro-blemas de ventilación y los equipos de carga y trans-porte del material se desplazan también sobre carril.Con estos equipos es imprescindible que desde cadaposición el jumbo pueda perforar todos los barrenosprevistos. Fig. 2.32. '"
Las fuentes de energía pueden ser: diesel, eléCtrica ode aire comprimido. Los motores diesel que sirven
~-~!1 ~I
I Ij ~I jL
para el accionamiento del tren de rodadura, por trans-misión mecánica o hidráulica, pueden usarse tambiénpara accionar todos los elementos de perforación, in-cluidas las unidades compresoras e hidráulicas. Estesistema se utiliza en proyectos de pequeña enverga-dura y cuando no existen problemas de contaminaciónen el frente. Más habitual es emplear el motor dieselpara el desplazamiento del equipo y un motor eléc-trico para el accionamiento de los elementos deperforación. En este caso se necesita disponer deuna instalación de distribución de energía eléctrica.Por último, el aire comprimido sólo se usa cuando sedispone de una red en buen estado, en' caso contra-rio el sistema se desecha casi siempre.
Los brazos de los jumbos modernos están acciona-dos hidráulicamente existiendo una gran variedad dediseños, pero, pueden clasificarse en los siguientesgrupos: de tipo trípode, de giro en la base o en línea.Del número de cilindros y movimientos del brazo de-penden la cobertura y posibilidades de trabajo de losjumbos, por lo que la selección de los brazos es unaspecto muy importante, sobre todo en obra pública,más que en minería, ya que las labores a realizar sonmuy variadas.
.~
Figura 2.32. Jumbo sobre carriles (Atlas Copco).
39
Figura 2.33. Brazo eon giro en la base (Atlas Copeo).
También existen brazos de extensión telescópicacon incrementos de longitud entre 1,2 y 1,6 m.
El número y dimensión de los brazos está en funcióndel avance requerido, la sección del túnel y el controlde la perforación para evitar sobreexcavaciones.
,,¡'
Figura 2.34. Brazo extensible eon giro en linea (AtlasCopeo).
Como criterios generales debe cumplirse que: el nú-mero de barrenos que realiza cada brazo sea apro-ximadamente el mismo, la superposición de cober-turas entre brazos no sea superior del 30% y el orden
de ejecución de los barrenos sea el que permita glo-balmente unos tiempos de desplazamiento de losbrazos menor.
Para calcular el número de brazos de que debe dis-poner un jumbo por cada operador y el rendimiento delmismo, pueden emplearse las siguientes fórmulas:
40
Lv x e
Nb = VP x tm
P = 60 x Lv X Nb x eJ Lv x tb L
-+ t +~lb m VP
donde:
Nb = Número de brazos por operador.
Pj = Producción del jUl'il1bo por operador (m/h).
Lv = Longitud de la varilla (m).
VP= Velocidad de penetración (m/h).
tm = Tiempo de sacar varilla, movimiento de ladeslizadera y emboquille (1-2 min).
tb = Tiempo de cambio de boca (1,5 - 3 min).
lb = Metros de barreno por cada boca (m).
e = Eficiencia del operador (0,5 - 0,8).
Las deslizaderas pueden ser de las clases descritasanteriormente, predominando las de cadena y de tor-nillo sinfín. Son más ligeras que las utilizadas a cieloabierto, y disponen el motor de avance en la parteposterior de las mismas para evitar los golpes. Ademásde los centralizadores finales, se emplean centraliza-dores.intermedios para suprimir el pandeo del varillajeque suele ser de gran longitud y pequeña sección.Como no es normal añadir varillas para la.perforaciónde una pega, éstas llegan a tener longitudes de hasta4,20 m, e incluso mayores. Cuando el operador tieneque controlar varios barrenos, el control de las desli-zaderas puede ser automático con detención de laperforación cuando se alcanza una profundidad pre-determinada, o el martillo ha terminado su recorrido
sobre la deslizadera. Asimismo, es normal incorporarun sistema de paralelismo automático para eliminar lasdesviaciones por errores de angulación y dispositivosde emboquille a media potencia.
Las perforadoras pueden ser rotopercutivas o rotati-vas, según el tipo de roca que se desee volar, el diá-metro de perforación y el rendimiento exigido. Estasperforadoras, a diferencia de las de cielo abierto, tienenun perfil bajo para poder realizar correctamente los ba-rrenos de contorno, sin una inclinación excesiva que délugar a dientes de sierra. Por esta razón, los sistemasde rotación de los martillos suelen ir en posición opues-ta a la de los de cielo abierto, quedando dentro de lasdeslizaderas.
Los diámetros de perforación dependen de ~asec-ción de los túneles o galerías, que para una roca deresistenC'ia media a dura, pueden fijarse según lo indi-cado en la Tabla 2.9.
TABLA 2.9.
SECCION DE DIAMETRO DEEXCAVACION (m2) PERFORACION (mm)
< 10 27 - 4010 - 30 35 - 45>30 38 - 51
Como para esos calibres el varillaje, tanto si es inte-gral como extensible, está entre los 25 mm y los 37 mmde diámetro, las perforadoras de interior son muchomás ligeras que las de cielo abierto con energías porgolpe más bajas y frecuencias de impacto mayores.
En cuanto a los martillos, la tendencia ha sido lautilización progresiva de los accionados de forma hi-dráulica en sustitución de los neumáticos, debido atodas las ventajas descritas en epígrafes precedentes,a las que hay que añadir aquella que se refiere a la demenor contaminación por las nieblas de aceite y elimi-nación de los problemas de hielo en escapes.
Para la perforación de grandes túneles o cámaras, seutilizan los jumbos de estructura porticada Fig.2.35.Dichas estructuras se diseñan para un trabajo especí-fico y permiten el paso de la maquinaria de carga ytransporte del material volado habiendo trasladado eljumbo previamente a una distancia adecuada delfrente.
Figura 2.35. Jumbo de tipo pórtico (Tamrock).
Estos jumbos pueden llevar montados gran númerode brazos, así como las cestas de acciÓnamiento hi-dráulico para permitir a los artilleros la carga de losbarrenos o proceder a las labores de sostenimiento.
B. Perforadoras de barrenos largos en abanico
En minería metálica subterránea se aplican con fre-cuencia los métodos de explotación conocidos porcámaras y h"undimientos por subniveles. Para ifl arran-que con explosivos es necesario perforar con preci-
sión barrenos de longitudes entre los 20 y 30 m, dis-puestos en abanico sobre un plano vertical o inclinado,ascendentes y descendentes.
Inicialmente se empleaban martillos neumáticos
con diámetros entre 50 y 65 mm. Los re~dimientos deperforación y productividades en el arranque que seconseguían eran bastante bajas.
Los equipos que, aún hoy día, se utilizan constan deunos martillos montados sobre deslizaderas, general-mente de tornillo sinffn, que sujetas a unos soportes debalancín o coronas ancladas a una barra transversal,
permiten cubrir todo un esquema de perforación enabanico desde una misma posición.
Los equipos más pequeños van instalados sobre unpatín o skip conectado a un panel de control y losmedianos sobre vagones de neumáticos autopropul-sados.
Las unidades disponen de control remoto para elmanejo de las perforadoras, Rsí como de engrasadoresde línea y dispositivos de apoyo sobre los hastiales dela excavación para evitar los movimientos del con-junto.
Últimamente, el empleo de martillos hidráulicos yvarillajes pesados ha permitido llegar a diámetros de102 y 115 mm haciendo de nuevo interesantes estosmétodos de laboreo, ya que habían perdido terrenofrente a otros alternativos como el de cráteres i nverti-
dos o cámaras por banqueo.Los equipos de mayor envergadura disponen de un
sistema de perforació'n electrohidráulico, semejante alde los jumbos sobre neumáticos, y un motor térmicopara los traslados o incluso para el accionamiento de lacentral hidráulica.
Los chasis son generalmente rígidos sobre orugas oneumáticos, aunque existen también unidades articu-ladas sobre neumáticos. Las deslizaderas varían segúnel fabricante, pudiendo ser de cadena, tornillo sinffn ode cilindro telescópico. Estas deslizaderas puedenmoverse lateral mente para perforar barrenos paraleloso girar 3600 para realizar barrenos en abanico.
Para conseguir un posicionamiento firme y seguro
durante el emboquille y la perforación se dispone decilindros de anclaje de techo y muro.
. C. Perforación de barrenos largos de gran diámetro
La aplicación del método de Cráteres Invertidos y su"derivado de Barrenos Largos supuso hace algunos
Figura 2.36. Vagón de perforación y equipo sobre patín para la ejecución de barrenos largos (Atlas Capeo).
41
15"
70"
CONTROLREMOTO
\\t
.
";
~\ \ "
\ \\ \
\ \ I
./-::->-.~\
// .~~:'~-, --e /
1
---'f '-)
EE
g
6210 mm
1500 mm
4200 mm
Figura 2.37. Equipo de perforación de barrenos largos montado sobre chasis de neumáticos (Atlas Capeo).
años una revolución en la mineria metálica, ya quepermiten el empleo de grandes diámetros y esquemasde perforación, que se traducen en unos altos rendi-mientos y productividades y bajos costes de arranque.
La perforación se realiza en diámetros que oscilanentre los 100 y 200 mm, y generalmente con martillosen fondo de alta presión con los que se consiguenvelocidades de penetración interesantes,
Aunque existen algunas máquinas montadas sobreneumáticos, el tipo de chasis más utilizado es el deorugas. Las principales diferencias de estos carros sise comparan con los de cielo abierto son:
,(I ~E
(1)
Tienen un diseño más compacto con una desliza-dera más corta y robusta, y sistema de avance porcilindro hidráulico O cadena.
- Disponen de gatos hidráulicos de nivelación.
- La cabeza de rotación proporciona un gran par degiro y amplio control sobre la velocidad de rota-ción.
Además de la perforación de los barrenos de pro-ducción se utilizan en otros trabajos como son: tala-dros para desagües, ventilación, rellenos hidráulicos,conducción de líneas eléctricas, cueles en galerías ytúneles, así como para el avance de chimeneas.
E(\J
r<)
~~m~
Figura 2.38. Equipo subterráneo de perforación con martillo en fondo (Ingersoll Rand).
42
canteras consistieron en la utilización de vagones deperforación con ruedas. Estos vagones constan de unpequeño chasis en U con dos ruedas fijas V una terceragiratoria, en cuyo soporte va fijada la barra de tiro parael transporte. Las perforadoras van montadas sobre lasdeslizaderas, las cuales pueden girar en un plano verti-cal sobre una barra o soporte transversal. Fig. 2.40.
Sistemas de montaje para aplicaciones a cieloabierto
6.2.
En los trabajos a cielo abierto los sistemas de mon-taje de las perforadoras son: chasis ligeros con neu-máticos, carros de orugas y sobre camión. Fig.2.39.
Los primeros intentos para mecanizar los trabajos en
MARTillOEN CABEZA (38-64 mm)LIGEROS
MARTillO EN FONDO (83-108 mm)
SOBRE CHASISDE RUEDAS MEDIOS MARTillO EN FONDO Y TRIAlETA (114-165 mm)
PESADOS MARTillO EN FONDO Y TRICONO (158-251 mm)
EQUIPOS DE PERFORACION
DE MARTillO EN CABEZA (38-89 mm
BRAZO FIJOSUPERFICIE
MARTillO EN FONDO(83-108 mm)1
BRAZO EXTENSIBLE MARTillO EN CABEZA(64-89 mm)
MARTillO EN CABEZA (89-127 mm)
BRAZO FIJO
SOBRE CHASISDE ORUGAS
MARTillO EN FONDO(83-133 mm)
MARTillO ENCABEZA
(89-140 mm)
BRAZO EXTENSIBLE
~TlllO EN FONDO Y TRICONO (159-381 mm) I
Figura 2.39. Sistemas de montaje de perforadoras de superficie.
Cuando se utiliza martillo en fondo es el motor derotación neumático el que se coloca sobre la desliza-dera. El principal inconveniente de estos equipos es eltiempo invertido en el posicionamiento y traslado.
El sistema de montaje más popular es el constituidopor los carros sobre orugas. Los tipos de carros queexisten en la actualidad pueden dividirse en dos gru-pos: neumáticos e hidráulicos.
Los carros neumáticos, que son los más antiguos,constan de los siguientes componentes principales:
- .Tren de orugas.- Motores de traslación.- Chasis.- Centralhidráulica auxiliar.- Brazo y deslizadera.- Motor de avance, y- Martillo.
Las orugas son independientes y llevan un cilindrohidráuliCo en cada una de ellas, interconectados paraamortiguar el movimiento oscilante, evitar los choquesdurante los desplazamientos sobre terre'no acciden-tado y permitir la perforación desde posiciones difíci-Figura 2.40. Vagón perforador sobre neumáticos.
43
CENTRALIZADOR
Figura 2.41. Carro de orugas neumático (Ingersoll-Rand).
les. La altura sobre el suelo es un criterio de diseño
importante para salvar obstáculos durante los trasla-dos.
Figura 2.42. Movimiento oscilante de las orugas (AtlasCapeo).
Los motores de tracción son independien,tes y deaccionamiento neumático, de tipo pistón, con engra-najes cubiertos conectados a los mandos finales y fre-nos de disco.
Foto 2.1. Motor de tracción neumático (Ingersoll-Rand).
44
El accionamiento de los cilindros hidráulicos de los
brazos y de las deslizaderas se realiza por medio deuna bomba hidráulica movida por un motor neumático.
Los brazos de estos equipos pueden ser fijos, exten-sibles y articulados, y van anclados a un punto delchasis. En la Fig.2.43 se indican los movimientos prin-cipales de que están dotadas las deslizaderas y brazosde estas unidades.
MOVIMIENTO DEL BRAZO
VOLTEO DE LA DESUZAOERA
@ INCUNACION DE LA DESUZADERA
(l1b@ INCLINACIDN DEL BRAZO
Figura 2.43. Movimientos del brazo y deslizadera.
Los brazos más sofisticados, generalmente, se utili-zan en obras públicas, pues en minería los trabajos sonmás rutinarios y sobre superficies más uniformes.
Las deslizad eras disponen de: motor de avance,martillo o cabeza de rotación, control de mandos de laperforación, centralizador y soporte para las varillas.
Los motores de avance son de tipo pistón y accionanlas cadenas de las deslizaderas.
Cuando se perfora con martillo en cabeza éstos vanmontados sobre la deslizadera y en el caso de emplearmartillo en el fondo, son los cabezales de rotaciónneumáticos los que se colocan sobre las mismas.
Foto 2.2. Panel de mandos de la perforadora, centralizador ysoporte de varillas (Ingersoll-Rand).
El centralizador o mordaza-guía asegura el correctocomienzo de los barrenos y posibilíta: el cambio devarillaje.
El panel de mandos suele ir instalado sobre la desli-zadera y posibilita la selección de los parámetros deperforación más adecuados para cada tipo de roca.Los controles de los motores de tracción y cabrestan-tes se colocan generalmente sobre un brazo giratorioque permite al operador alejarse de la máquina paramoverla en condiciones de mayor seguridad.
Estos carros llevan en la parte posterior un ganchopara el arrastre del compresor. .
Cuando se utilizan perforadoras con martillo enfondo, con el fin de disminuir el consumo de aire se haintroducido el accionamiento hidráulico en las si-guientes componentes: motores de traslación, moto-res de avance, cabezas de rotación y movimientos dela pluma y deslizadera. El ahorro energético que seconsigue es elevado tal como se refleja en la Fig. 2.44.
MOTOR DEROTACION
CENTRALIZADORY MORDAZA
MARTILLODE FONDO
a.. 200J:
~
« 175Q
::; 150::>(/')
~ 125U
::! 100(!)a:: 75wZW 50
MOTOR DE AVANCE
ENERGIA NEUMATICA
ENERGIA H IDRAULlCA
MOTOR DIESEL
I
MOTORES DE TRASLACION
225
//
CARRO NEUMATICO ///
///
/_./----- IlRRODRlI
v-o
80 100 110 120 130 140 150
DIAMETRO DE PERFORACION (mm)
90
Figura 2.44. Ahorro de energia en perforadoras neumáticascon martillo en fondo y accionamientos hidráulicos.
Los carros de perforación totalmente hidráulicospresentan sobre los equipos neumáticos las siguientesventajas:
- Menor potencia instalada y, por tanto, menor con-sumo de combustible.
- Diseño robusto y compacto que suele incorporar elcompresor de barrido a bordo.
- Velocidad de desplazamiento elevada y gran ma-niobrabilidad.
- Gama amplia de diámetros de perforación, 65 a 125mm, existiendo en el mercado equipos que traba-jan entre 200 y 278 mm.
- Posibilidad de colocar un cambiador automáticode varillas de perforación.
- Velocidades de perforación de un 50 a un 100%más altas que con las unidades neumáticas.
- Mejores condiciones ambientales.- Menores costes de perforación.
Por el contra'rio, los inconvenientes son:
- Mayor precio de adquisición.
- Se precisa un mantenimiento más cuidadoso ycualificado.
- La indisponibilidad mecánica suele ser mayor queen los equipos neumáticos que son de fácil repara-ción.
En cuanto al diseño, conceptual mente son seme-jantes a los carros neumáticos, si bien presentan unaserie de diferencias que pueden concretarse en:
La fuente de energía suele ser un motor diesel,aunque existen unidades eléctricas que accionanla central hidráulica y el compresor para el aire debarrido.
- Las bombas hidráulicas, generalmente cuatro, sonde caudal fijo, aunque también existen unidades enel mercado que incorporan algunas bombas decaudal variable.
- La presión máxima del fluido hidráulico suele serinferior a los 20 MPa.
- Como elementos opcionales que suelen llevar másfrecuentemente, además del captador de polvo,están las cabinas del operador insonorizadas y cli-matizadas y los cambiadores automáticos de vari-llas, cabrestantes y gatos hidráulicos.
- La mayoría de las casas fabricantes incorporansistemas'antiatranques. Fig. 2.46.
- Las orugas disponen de tensores ajustables hi-dráulicamente.
- Los motores de tracción suelen ser del tipo de pis-tones axiales inclinados con desplazamiento fijo ysimétrico para poder girar en ambos sentidos.
- Las deslizaderas llevan un tambor desplazable derecogida y guiado de las mangueras hidráulicas.
- Los motores de avance hidráulicos ejercen fuerzasmáximas hacia adelante y hacia atrás entre 20 y 32kN, con velocidades de avance de hasta 40 m/min.
- La guía de las varillas es hidráurica así como eltope de ésta.
- El depósito de combustible tiene capacidad sufi-ciente para operar durante uno o dos relevos enalgunos casos.
El montaje sobre camión sólo se utiliza con equipos
45
DESLlZADERA HIDRAULlCA DE CADENA
TAMBOR DE TUBERIAS FL.EXIBL.ES
BRAZO ARTICUL.ADO
GATO HIDRAUL.ICO
UNIDAD DE TRACCION
Figura 2.45. Carro hidráulico (Atlas Capeo).
J
ANTIATRANQUEPERFORACION
tI t Motor de empuje
Aceitepara --'a rotación--
.., "Alto par
Figura 2.46. Esquema de funcionamiento del sistema antiatranques (Tamrock).
46
rotativos y/o de martillo en fondo que disponen decompresores de alta presión
En ocasiones, se utilizan pequeñas palas de ruedasmultiuso equipadas con un brazo retro sobre el que semonta una perforadora.
Estas unidades son capaces de perforar barrenos de22 a 89 mm de diámetro con varillaje integral o extensi-ble. Los trabajos que realizan más frecuentemente son:perforación secundaria, zanjas, cimentaciones, etc.
6.3. Perforadoras manuales
Las perforadoras manuales de interior y de cieloabierto son, conceptual mente y forma de trabajo, si-milares, y sólo se diferencian en pequeños detalles.
La empuñadura de las de exterior es abierta, parasujetar el martillo con las dos manos, mientras que enlas de interior, con el fin de adaptarlas al barrenadohorizontal, la empuñadura es cerrada y para una solamano.
En las primeras, el accionamiento y barrido es total-
.,t
Figura 2.47. Perforadora de mano (Gardner-Denver).
mente neumático, mientras que en las que se utilizanen trabajos subterráneos el barrido puede realizarsecon agua y/o aire. La presión del agua debe ser siempreinferior a la del aire para evitar inundar al martillo.
Las barrenas se fijan a las perforadoras por medio deretenedores en forma de aJdaba. Son de tipo integralcon diámetros de perforación de 22 a45 mm y longitu-des de 400 a 6.400 mm.
Los diseños se diferencian en los sistemas de válvula
utilizados, oscilante o tubular, y mecanismo de rota-ción, barra estriada o rueda de trinquetes. En funcióndel peso, pueden clasificarse en ligeras, medianas ypesadas (20, 30 Y 40 kg). Los consumos de aire oscilanentre los 50 y 100 l/s y las dimensiones de los pistones ycarreras de los mismos varían entre 65 a 80 mm y 45 a70 mm, con frecuencias de impactos entre 30 y 50golpes por segundo.
Para amortiguar el ruido del escape pueden colo-carse silenciadores que rodeen a las camisas de loscilindros, los silenciadores apenas afectan a las velo-cidades de perforación y reducen el nivel de ruido enunos 7dB.
Las aplicaciones más importantes en los trabajos acielo abierto son: taqueo de bolos y repiés, perforaciónpara obras de pequeña envergadura, demoliciones,etc. En los proyectos subterráneos, además de la per-foración secundaria, se utilizan como equipos de pro-
ducción y también en túneles y galerías de pequeñasección y longitud, donde no se justifica la inversión enequipos mecanizados. En estos casos suele trabajarsecon empujadores para la realización de barrenos hori-zontales y columnas o cilindros de avance cuando laperforación es vertical.
7. CAPTADORES DE POLVO
.
La eliminación del polvo producido durante laperforación se realiza con dos fines: mejorar lascondiciones de trabajo y aumentar la productividad.
El polvo de perforación, especialmente si la rocapresenta un alto contenido en sílice y el tamaño esinferior a 0,005 mm, .constituye un riesgo para la sa-lud de los operadores, por lo que en muchos paísesexisten normas de seguridad o higiene que obligan asu eliminación.
Otros argumentos técnicos y económicos que jus-tifican el empleo de los captado res son:
- Menores costes de mantenimiento del equipo
motocompresor, con una disponibilidad mecá-nica más alta.
- Mayor velocidad de penetración, entre un 2 y un10%, debido a que el detrito se arrastra fuera delbarreno evitándose su remolienda. Además, el
operador puede estar más cerca de los mandosde la máquina incrementándose la eficiencia y elcontrol de la perforación.
- Costes de perforación más bajos, tanto por elmayor rendimiento como por la disminución delos costes de desgastes, fundamentalmente debocas.
47
"
H~ilb LhJ
1. Bom mleCloca
2. MO"9,eco de o'pieoÓó"3. U"idad de ¡ilteo
4. Tobeco de imp,l,ió"
Figura 2.48. Captadores de polvo (Atlas Capeo).
- Posibilidad de recoger muestras representativasde las rocas atravesadas para el control de leyes yplanificación.
En la actualidad, todos los equipos de perforaciónpueden trabajar con captado res de polvo, incluidoslos martillos manuales. Presentan notables ventajastécnicas frente a los sistemas de inyección de agua oagua con espumante, y éstos sólo se justifican cuandodurante la perforación las formaciones rocosas pre-
s¡ntan agua.Los captad o res de polvo constan básicar;¡:\ente de:
- Una campana de aspiración, que se coloca en lasuperficie en el punto de emboquille del barrenoy donde se aspira el polvo que se envía a travésde una manguera a la unidad de separación yfiltrado.
- Sistema de separación y filtrado. Se realiza endos etapas: en la primera se efectúa un ciclonadoseparando la mayor parte ,del polvo grueso y latotalidad de las partículas grandes, y en la se-gunda se lleva a cabo el filtrado reteniendo elresto del polvo con unos tamaños inferiores a las5 ¡.1m.
- Sistema de depresión o vacío parcial del conjunto,
48
con ventilador situado en la etapa final después dela unidad de filtrado y que se acciona con unafuente de energía eléctrica o hidráulica, y ocasio-nalmente de forma neumática.
La campana de aspiración tiene dos aberturas: unaen la parte superior para dejar paso al varillaje y otra enla inferior de mayor diámetro por donde pasa el aire debarrido con el detrito y polvo. El diseño de la campanadebe evitar las fugas de aire dentro de la misma alproducirse la expansión del polvo de perforación. Estose consigue en los equipos pequeños gracias a la suc-ción del ventilador, y en los equipos grandes medianteun eyector de aire comprimido que aumenta dichacapacidad de succión,
Los captadores pequeños tienen filtros tubulares,con retención interior, mientras que en los grandes sesuelen utilizar filtros planos con retención exterior.
La limpieza de los filtros se realiza regular y automá-ticamente en cada cambio de varilla o tubo de perfora-ción. Los filtros tubulares se limpian mediante un vi-brador de bolas que produce la sacudida de éstos y enlos de filtros planos con impulsos neumáticos de so-plado.
El polvo puede recogerse en bolsas o depositarsedirectamente sobre la superficie del banco.
8. INCLlNOMETROS
En los últimos años se han desarrollado una serie de
aparatos, conocidos con el nombre genérico de incli-nómetros, que sirven para controlar la dirección de losbarrenos. Las ventajas que reportan la utilización deestos instrumentos son:
- Aumento de la productividad al disminuirse lostiempos invertidos en el posicionamiento de lasdeslizaderas.
- Menores errores de alineación de los taladros, con
lo cual es posible ampliar la malla de perforación yprofundidad de los barrenos, reducir el consumoespecffico de explosivo manteniendo la fragmen-tación, y disminuir las sobreexcavaciones y costesde sostenimiento.
Existe una gran variedad de modelos que van desdelos mecánicos, pasando por los ópticos, hasta loselectrónicos que son los que más se utilizan en laboressubterráneas. Entre los más conocidos están los si-guientes: DIT-70 de Atlas-Copco, Inklinator de Trans-tonic, Inogbn, etc.
/
/
Figura 2.49. Inclinómetro.d'
9. VELOCIDAD DE PENETRACION
/
La velocidad de penetración conseguida por unequipo rotopercutivo depende de los siguientes fac-to res:
/
- Características geomecánicas, mineralógicas y deabrasividad de las rocas.
- Potencia de percusión de la perforadora.
/
- Diámetro del barreno.
- Empuje sobre la boca.
- Longitud de perforación.
- Limpieza del fondo del barreno.
- Diseño del equipo y condiciones de trabajo, y
- Eficiencia de la operación.
Para un equipo dado, la velocidad de penetraciónpuede predecirse a través de los siguientes procedi-mientos:
- Extrapolando los datos obtenidos en otras condi-ciones de trabajo.
- Con fórmulas empíricas.
- Mediante ensayos de laboratorio sobre muestrasrepresentativas.
Este último método, es el más fiable y riguroso por loque,será objeto de una especial atención.
9.1. Extrapolación de datos reales
Cuando se conoce la velocidad de pe.netración paraun diámetro dado puede estimarse la que se consegui-ría con el mismo equipo y un diámetro menor o mayorutilizando la Tabla 2.10.
Por ejemplo, si perforando a 76 mm se consiguen36 m/h de velocidad instantánea de penetración, ha-ciéndolo a 102 mm el ritmo de avance conseguido
sería aproximadamente 36 x 0,65 = 23,4 m/h.Analíticamente, puede calcularse el coeficiente de
corrección con la siguiente fórmula:
F=(6:rs
9.2. Fórmulas empíricas
Una fórmula que se utiliza para estimar la velocidad-de penetración en una roca tipo como es el granito Ba-rre de Vermunt (Estados Unidos), que suele tomarsecomo patrón, es la siguiente:
POT
VP (m/min) = 31 '-D',4
donde:
POT = Potencia cinética disponible en el martillo(kW).
D = Diámetro del barreno (mm).
Así, por ejemplo, un martillo hidráulico con una poten-cia de 18 kW perforando barrenos de 100 mm de diáme-tro conseguiría una velocidad de penetración, en granitoBarre, de 0,88 m/min.
49
TABLA 2.10. CONVERSION DE VELOCIDADES A DISTINTOS DIAMETROS
Para rocas con una resistencia a la compresión su-perior a 80 MPa y perforando con martillos en fondo sinválvula, puede aplicarse la siguiente expresión:
1
43 x P 2 d~2VP = m
(3,5 1).
RC RC + x D2 X DI /D
donde:
VP = Velocidad de penetración (m/h).
Pm = Presión del aire a la entrada del martillo(libras/pulg2).
di p = Diámetro del pistón (pulg).D = Diámetro del barreno (pulg).RC = Resistenciade la roca a la compresión simple
(libras/pulg2/100).
Nota:
1 libra/pulg2 = 1,423 MPa.i pulg = 25,4 mm.
9.3. Ensayos de laboratorio
A. Método de la Energía Específica... (U. S. Bureau of Mines)
,r
La velocidad de penetración se calcula a partir de:
VP = 48 X PM X Ren X D2 X Ey
donde:
VP = Velocidad de penetración (cm/min).PM = Potencia de la perforadora (kgm/min).Re = Rendimiento de transmisión de energía,
normalmente entre 0,6 y 0,8.D = Diámetro del barreno (cm).Ey = Energía específica por unidad de volumen
(kgm/cm3).
50
Para determinar la Energía Específica y el Coefi-cienie de Resístencia de la Roca "CRS» es precisohacer un sencillo ensayo de laboratorio, consistenteen dejar caer una pesa sobre la muestra de roca deunos 15cm3 un determinado número de veces y medirel porcentaje de material inferior a 0,5 mm (Paone yotros, 1969). La relación entre la Resistencia a la Com-presión Simple y el CRS se muestra en la Fig. 2.50.
10- 9
(f) 8C!::~ 7
<! 6U
~ !j
wo
<!..J 4wo
<! 3UZw1-(f) 2(f)W¡r
w
~ 1.0w .9S2 .8lL.w .7oU .6
.5
.4
.3
.2
0.1200 300 400 500 600100
RESISTENCIA A LA COMPRESION(MPa)
Figura 2.50. Relación entre la Resistencia a la Compresión yel Coeficiente de Resistencia de la Roca.
DIAMETRO
BARRENO 127 114 102 89 76 70 64 57 51 48 44 41 38
(mm)
127 1,00 1,17 1,40 1,71 2,15 2,46 2,83 3,31 3,96 4,35 4,82 5,41 6,10114 0,85 1,00 1,19 1,45 1,83 2,09 2,41 2,82 3,37 3,71 4,11 4,61 5,19102 0,72 0,84 1,00 1,22 1,54 1,75 2,02 2,36 2,82 3,11 3,45 3,86 4,3589 0,59 0,69 0,82 1,00 1,26 1,44 1,65 1,94 2,32 2,55 2,82 3,17 3,5676 0,46 0,55 0,65 0,79 1,00 1,14 1,31 1,54 1,84 2,02 2,24 2,51 2,8270 0,41 0,48 0,57 0,70 0,88 1,00 1,15 1,35 1,61 1,77 1,97 2,20 2,4864 0,35 0,42 0,50 0,61 0,76 0,87 1,00 1,17 1,40 1,54 1,71 1,91 2,1557 0,30 0,35 0,42 0,52 0,65 0,74 0,85 1,00 1,19 1,31 1,46 1,63 1,8451 0,25 0,30 0,35 0,43 0,54 0,62 0,72 0,84 1,00 1,10 1,22 1,37 1,5448 0,23 0,28 0,32 0,39 0,49 0,56 0,65 0,76 0,91 1,00 1,11 1,24 1,4044 0,21 0,24 0,29 0,35 0,45 0,51 0,59 0,69 0,82 0,90 1,00 1,12 1,2641 0,19 0,22 0,26 0,32 0,40 0,45 0,52 0,61 0,73 0,81 0,89 1,00 0,0838 0,16 0,19 0,23 0,28 0,34 0,40 0,46 0,54 0,65 0,72 0,79 0,89 1,00
¡
¡
Asimismo, entre el «CRS" y la Energía Específica
«Ev'>existe una relación como la que se inpica en la Fig.2.51. (Paone, Madson y Bruce, 1969).
/~ 8
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ARENISCA KASOTA TACONITA A
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BASALTO DRESSE
o
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. - GRANITORAINBOWI
I
<tUü: 4¡:;Wel.(f)W
~ 2IrWZW
;'
;'
O r '" . , ,,100,4 0.6 0,8 1,0 2.0 4,0
COEFICIENTE DE RESISTENCIA DE LA ROCA
/
¡;, PERFORADORA Bo PERFORADORA A, OPERANDO A UNA PRESION
DE 100 psi.
Figura 2.51. Relación entre el Coeficiente de Resistencia dela Roca y la Energía Específica.
/ B. Indice de Perforabilidad (D.R.I.)
/
El índice de D.R.I. (Drilling Rate Index) fue desarro-llado en 1979, en la Universidad de Tronheim (No-ruega), siendo necesario para su obtención una mues-tra de roca de 15 a 20 kg con la que se realizan lassiguientes pruebas:
/
- Ensayos de Friabilidad
/ Una fracción representativa de 500 g de la muestra,troceada entre 11,2 Y 16 mm, se somete a veinte im-pactos sucesivos de una pesa de 14 kg que se dejacaer desde una altura de 25 cm. Se repite el proceso 3 ó
4 veces y se toma el valor medio del porcentaje demuestra menor de 11,2 mm, denominando al valor ob-
tenido S20'
PESO
J
...MUESTRA DE ROCA
TRTADA 111" T
~ ~ x20 21mDI6mm ~'~~,' ~~OI',2mm . OIl,2mm
~ V ~W§VALOR DE FRAGILIDAD
.<1'
;'
;'
/
/
Figura 2.52. Ensayo de friabilidad.
J
- Ensayo de Perforación
Con una broca de 8,5 mm de diámetro y 110° deángulo de bisel, sometida a un empuje sobre la roca de20 kg Y haciéndola girar 280 revoluciones, se efectúande 4 a 8 perforaciones en cada probeta. La longitudmedia de los taladros expresada en décimas de milí-metro constituye el llamado valor «SJ".
20 Kg. de peso E;! 5mm. 1I0g
-1'f- <7ij
11,
I'f
tBROCA DE CARBU-
RO DE TUNGSTENO
Figura 2.53. Ensayo de perforabilidad.
El «Indice de Perforabilidad D.R.I." de la roca encuestión se determina a partir de los valores «S20" Y«SJ.» mediante el ábaco de la Fig. 2.54.
~ 100
CI 90<tQ 80...Jiñ 70<t
~ 601L-Ir 50wel. 40UJCI 30
~ 20
~ 10
10 20 30 40 50 60 70 80
VALORDE FRAGILIDAD(S20)
Figura 2.54. Abaco de cálculo del D.R.I.
Como puede observarse el «D.R.I.» coincide con elvalor de la friabilidad «S20" cuando «SJ.» es igual a 10,que corresponde a rocas como los granitos o las sie-nitas cuarcíticas.
A partir de los datos obtenidos en diversas investiga-ciones de campo se han diseñado unos ábacos dondepueden estimarse las ve10cidades de penetración quese obtendrían con un martillo dado perforando unaroca caracterizada por su D.R.I. y trabajando a un diá-metro determinado.
51
TABLA 2.11
METODO DE PERFORACJON
< "".!"
'"
~;;;"Oou:i¡...'"wzw"-
~ 100
MARTillO EN CABEZA HIORAULlCO
MARTILLO EN CABEZA NEUMATICO
a
;3u ,o'3w>
MARTillO EN FONDO ALTA PRESION (2S boc)
ROTATIVA
MARTillO EN FONDD eONVENeloNALC.IOboc! "
,.
o INDleE DE PERFDRABILlDAD (DRI)
I TAeONITA I MAGNETITA I ~I eUARelTA I IGNEIS GRANITleo I
GNEIS
I DIABASA I [ PEGMATITA
Figura 2.55, Velocidades de penetración obtenidas en dife-rentes condicio/].es' de trabajo. .
En la Tabla 2.11 se recoge, para diferentes tipos derocas, una equivalencia aproximada entre la resistencia
a la compresión, los índices de dureza Mohs y Vickers, yel índice de perforabilidad DRI.
52
'--
'--
'--
'--
'--
"-
'--
'--
'--
No obstante, se ha de tener en cuenta que una rocabajo una misma denominación litológica puede presen-tar distintas características de dureza. Por ello, los índi-ces ahí reflejados son meramente orientativos.
'--
'--
C. Indice de perforabilidad Ip"--
Este ensayo se realiza actualmente en la E.T.S. deIngenieros de Minas de Madrid y trata de reproducir elfenómeno real de rotopercusión mediante el empleode una taladradora eléctrica que se desliza sobre unbastidor ejerciendo un empuje constante sobre la rocaa estudiar.
Las muestras, con el tamaño de un puño, se preparanpulimentando una superficie plana y a continuación seintroducen en una cazoleta con yeso para su sujec-ción, dejando la cara plana paralela a la base.
La broca empleada tiene un diámetro de 9,5 mm ycon ella se hacen 3 ó 4 taladros durante 3 ó 5 segundos,que se controlan con un temporizador eléctrico. Elpolvo producido durante la perforación se elimina so-plando con aire comprimido.
Una vez ensayadas las muestras se mide con unasonda micrométrica la longitud de cada taladro oete-niendo el valor medio de las mismas. A continuación, el
Indice de Perforabilidad «Ip» se calcula como la veloci-dad de penetración expresada en pulgadas por mi-nuto.
A partir del trabajo de investigación llevado a cabopor J. Bernaola (1985) en el que se correlacionan, endiversos diámetros y tipos de bocas, las velocidades
'--
"-
'--
'--
"-
'--
'-----
'--
DUREZA DUREZA COEFICIENTE INDICEICLASIFICACIONTIPO DE ROCA RC(MPa) MOHS VICKERS PROTADIAKONOV DRI
Carbón. Mármol 10 < 3,7 < 200Pizarras 20 <3 > 70Carbón. Limolitas 30 2,5 BlandaPizarras 40 4,8 100-400Calizas. Filitas 60 4,4 400 2 80
Esquisto micáceo. Granito 70
Conglomerados, serpentina 80 MediaClorita 90 5,9 500 10 44Neis. Anfibolita 110 5 600 7 64
Cuarcita. Diabasa 120
Granito. Pegmatita 130Granodiorita. Diorita 140
Esquisto micáceo/cuarcítico 150 DuraArenisca. Taconita 160Basalto. Andesita. Riolita 170
Traquita 180
Gabro. Grauwaca 190 6,5 900 17 28Cuarcita 250
Esquisto cuarcítico 300 Muy dura> 5,9 > 700 >15 < 44
Neis 350Gabro. Taconita 400
reales de penetración con martillos de diferentes ca-
racterísticas con los índices «Ip» obtenidos sobre lasmismas rocas, este ensayo sirve para predecir el ren-dimiento obtenido con un equipo determinado dandolos siguientes pasos:
1. Obtención del índice «lp» de la roca en laboratorio.
2. Definición de las características del martillo per-forador.
3.
Eg = Energía por golpe (libras x pie).
ng = Número de golpes por minuto.
Determinación de la longitud de filo «Lr» de laherramienta de perforación. Para bocas de pasti-llas se cumple:
Lr = 1,7 D - 0,7
donde:
D = Diámetro de la boca
Si se utilizan bocas de botones la velocidad de
penetración obtenida para el diámetro estudiadose multiplica por 1,15 Y con bocas de bisel por 0,85.
4. Cálculo de la velocidad de penetración mediante lafórmula:
vp= Egxng x10-6(51 xl +90)1 p
D x Lr2
10. VELOCIDAD MEDIA DE PERFORACION
La velocidad media alcanzada por una perforadoraen un período de trabajo largo depende, al margen dela eficiencia de organización, de los siguientes facto-res:
- Profundidad de los barrenos.
- Tiempos de maniobras.
La longitud de los barrenos marca el número devgrillas y empalmes de la sarta de perforación, queafectan a los ritmos de avance, pues existení'pérdidasde energía debidas a:
- Falta de rigidez en los acoplamientos, que dan lu-gar a unas pérdidas del 3% de la energía transmi-tida por efectos de las reflexiones y del 5,S % apro-ximadamente por fricciones que se transforman encalor.
- Rozamientos internos con elevación subsiguientede la temperatura del varillaje, al actuar éste comovehículo de transmisión de las ondas de choque.Las pérdidas se estiman entre un 0,2 y 0,4% porcada varilla.
Las cifras indicadas sólo son válidas cuando se tra-
baja con martillo en cabeza. La velocidad de penetra-
ción media que resulta puede así calcularse en funcióndel número de varillas empleado, teniendo en cuentauna caída media del rendimiento del 9% equivalente a
la pérdida de energía:
vp = vpm -xNy
1 - 0,91Nv
0,09
donde:
Ny = Número de varillas utilizado.VP = Velocid2.d de penetración conseguida con
la primera varilla.
Cuando se perfora corrmartillo en fondo, la veloci-dad de penetración prácticamente permanece cons-tante con la profundidad, pues las tuberías no consti-tuyen el medio físico de transmisión de la energía depercusión, ya que sólo se utilizan para canalizar el airede accionamiento y efectuar la rotación.
Una vez obtenido el valor medio de la velocidad de
penetración se pasa a corregir ésta por los tiemposmuertos o no productivos derivados de:
- Desplazamientos de la máquina de un barreno aotro.
- Posicionamiento y emboquillado.
- Cambio y extracción de varillas.
- Limpieza del barreno, atascos, etc.
Si suponemos unos equipos de superficie, con o sincambiador automático de varillas, tendremos los si-
guientes tiempos medios:
TABLA 2.12.
Los tiempos restantes de maniobra son:
TABLA 2.13.
Así, un equipo con cambiador automático en unbanco bajo que requiera una sola maniobra de varillaspresenta un tiempo total no productivo de 6,9 mino
53
CAMBIODEVARILLA
MANUAL AUTOMATICO
Tiempo de poner varilla 1,0 min 0,9 min
Tiempo de quitar varilla 1,5 min 1,0 min
Tiempo total de varilla 2,5 min 1,9 min
OPERACION TIEMPO
Cambio de barreno 3 min
Posicionamiento y emboquille 1 min
Limpieza de barreno 1 min
40
c:
~E 1602zQ 140Uc:(Q:
t;j 120Zwc..
~ 100
Oc:(
§ 801 '_----gw> 60.
15
/1.'// I
~:./ I.y'" I
tII
20 2'5 30 35 40 45VELOCIDAD DE PERFORACION (m/h)
VARILLAS DE 3,6m.
- VARILLAS DE 3 m.
Figura 2.56. Velocidadesde perforaciónobtenidasparadi"ferentes alturas de banco considerando unos tiempos de 5min en el desplazamiento y emboquille y 1,9 min en la ma-niobra de varillas.
40
.!: 160E"-Eu
~ 140ZoU~ 1201-WZWc.. 100woo
g 80
Ugw 60.>
20 25 3035 40 4550. 55
VELOCIDAD DE PERFORACION (m/h)
Figura 2.57. Velocidades medidas de perforación en elavance mecanizado de túneles y galerías.
,;/'
Las cifras anteriores son orientativas y pueden variaren función de las condiciones de trabajo, característi-cas del equipo, etc.
Otra forma más rápida de estimar la velocidad deperforación final consiste en la utilización de ábacoscomo los de las Figs.2.56 y2.57. que corresponden acarros de superficie y jumbos, y que han sido cons-truidos para unos tiempos totales de maniobrapreestablecidos.
Por otro lado, en el caso de excavación de túneles ygalerías a sección completa, es preciso tener en cuentaque el ciclodura de uno a dos relevos, dependiendo fun-damentalmente de la sección y el grado de sostenimien-to requerido. El tiempo total suele distribuirse de la for-ma siguiente:
54
- Perforación .......................................- Carga del explosivo...........................- Voladura y ventilación .......................- Desescombro ....................................- Saneo y sostenimiento .....................
10-30%5-15%5-10%
10-30%70-15%
En los casos más desfavorables el sostenimiento pue-de llegar a suponer el 70% del tiempo de ciclo,debiendoplantearse en tales situaciones la conveniencia de apli-cación de un método de excavación mecánico.
Por último, en la Tabla 2.14 se indican los datos yrendimientos medios obtenidos por diferentes equiposde perforación rotopercutiva en una roca de tipo me-dio.
11. CALCULO DE COSTE DE PERFORACION
El coste de perforación se suele expresar por metroperforado utilizando la siguiente fórmula de cálculo:
C - CA+C¡+CM+Ca+CE+CL CT - + sVM
donde:
Costes Indirectos
CA = Amortización (PTA/h).Cl = Intereses y seguros (PTA/h).
Costes Directos
CM = Mantenimiento y reparaciones (PTA/h).Ca = Mano de obra (PTA/h).CE = Combustible o energía (PTA/h).CL = Aceites, grasas y filtros (PTA/h).Cs = Bocas, varillas, manguitos y adaptadores
(PTA/m).VM = Velocidad media de perforación (m/h).
11.1. Amortización
La amortización depende básicamente de dos fac-tores: de la pérdida de valor y deterioro producido porel uso y de la pérdida debida al paso del tiempo.
'" El coste horario de amortización, si se considera quees lineal, se calcula de la siguiente forma:
C = Precio de adquisición - Valor residualA Horas de vida
La vida operativa de los carros de orugas se estimaentre 8.000 y 12.000 h para los que montan martillo encabeza y entre 10.000 y 15.000 h, para los de martillo enfondo. Es importante tener en cuenta que las vidas delos martillos son probablemente la mitad de las cifrasindicadas, por lo que es conveniente incluir dentro dela cantidad a amortizar la adquisición de otra unidad.
TABLA 2.14. DATOS Y RENDIMIENTOS DE EQUIPOS DE PERFORACION ROTOPERCUTIVA
11.2. Intereses, Seguros e Impuestos
En el cálculo de este coste se aplica la siguienteexpresión:
N+ 1x Precio de adquisición x
C - 2 N % (Intereses+seguros+impuesos)1 - Horas de trabajo al año
Siendo:
N = Número de años de vida.
~1.3. Mantenimiento y reparaciones!f/'
Incluye los costes de mantenimiento preventivo yaverías. Se estima con la siguiente expresión:
Precio del Equipo x FR (%)CM = 1.000
donde:
FR = Factor de Reparación.
Unas cifras orientativas del Factor de Reparaciónpara los equipos neumáticos son las que se recogenen la Tabla 2.15, donde se consideran, por un lado,sólo los repuestos y, por otro, los repuestos más lamano de obra de mantenimiento.
11.4. Mano de obra
Corresponde al coste horario del perforista, inclu-yendo gastos sociales, vacaciones, etc., y del, ayu-dante cuando se precise.
11.5. Combustible o energía
Este coste se calcula a partir de las especificacionesde los motores que monte la máquina y elcoínpresor,
TABLA 2.15
55
RANGONORMAL COMPRESOR
NUMERO DE VELOCIDAD VELOCIDAD
DIAMETRO PROFUNDIDAD OPERADORES DE MEDIADE CAUDAL
PENETRACION PERFORACION DEAIRE PRESION
(mm) MAXIMA MEDIA (cm/min) (m/h) (l/s) (MPa)
(m) (mi
Martillo de mano 20 kg 32-38 1,5 1,0 1 25 4 30 0,7
Martillo de mano 30 kg 38-45 3,0 2,0 1 35 6 60 0,7
Vagón perforador sobre
ruedas (pequeño) 38-48 8,0 5,0 1-2 45 13 80 0,7(f)
Vagón perforador sobreo'-'ruedas 48-64 12,0 7,0 1-2 55 16 200 0,7f=«
Carro perforador sobre::¡;::>
orugas (martillo enwz
cabeza) 64-100 20,0 10,0 1-2 60 19 300-350 0,7
Carro perforador sobreorugas (martillo enfondo) 85-150 30,0 15,0 1-2 40 13 200 1,2
(f)
Carro sobre orugaso'-':J pequeño 50-75 20,0 10,0 1-2 80 25 70 0,7::>« Carro sobre orugastI:o grande 64-1 25 30,0 15,0 1-2 100 35 80 0,7:r:
FACTOR DE REPARACION
EQUIPOS(NEUMATICOS)REPUESTOS REPUESTOS
+M.O
Carro sin perforadora- Para martillo en cabeza 4 - 6% 8 - 12%- Para martillo en fondo 3 - 5% 6 - 10%
Perforadora- Martillo en cabeza 6 - 10% 12 - 20 %- Martillo en fondo 8 - 12% 16 - 24%
Martillo manual 6 - 10% 12 - 20 %
Compresor portátil 2 - 3% 4-6%
que pueden ser de tipo diésel o eléctrico. Para losprimeros se aplica la siguiente expresión:
CE= 0,3 x POTENCIA(kW) x FC x Precio Combustibleó CE= 0,22 x POTENCIA(HP) x FC x Precio Combustible
siendo:
FC = Factor de combustible, que varía entre0,65 y 0,85.
BIBLlOGRAFIA
- ANDERSON, B. F.: "Down-the-Hole Blasthole Drill Jum-bos for Underground Stoping». Underground MethodsHandbook. AIME. 1982.
- ARENAS, S.: "Sistemas de Perforación para Minería yConstrucción. Canteras y Explotaciones». Julio 1985.
- ATLAS COPCO: "Manual Atlas Copco». Cuarta edición,1984.
- AURANEN, l.: "Perforación en Minas a Cielo Abierto. LasVentajas de la Perforación Hidráulica». Tamrock News.
- BERNAOLA, J.: "Predicción de la Velocidad de Perfora-ción a Percusión Mediante Ensayo de Laboratorio SobreMuestras de Roca». E.T.S. Ingenieros de Minas de Madrid.Tesis Doctoral, 1986.
- BERNAOLA, J.: "Fundamentos de la Perforación Percu-tiva».11 Seminario de Ingeniería de Arranque de Rocas conExplosivos en Proyectos Subterráneos. Fundación Gó-mez Pardo, 1987.
- CLARK, G. B.: "Principies of Rock Drilling». ColoradoSchool of Mines. April 1979.
- CLEMMAN, R. J.: "The Design of Percussive Drilling Bits».Mining & Mineral Engineering. March 1965.
- FREY, G.R.: "Rotary Drills». Underground Mining Me-thods Handbook AIME, 1982.
- GADNER DENVER: "Rock Drilling Data». 1986.- HULKKONEM, K.: "Nuevas Tendencias en la Perforación
de Barrenos Largos». Tamrock News.- INGERSOLL-RAND: "Información Técnica».- KURT, E. H.: "Conventional Small Drilling Equipment».
Underground Mining Methods Handbook. AIME, 1982.- MARSHALL, D. R.: "Progress in Down the Hole Drilling».
The Quary Managers Journal. August 1962.- MENENDEZ, F.: "Perforación a Rotopercusión-Martillo en
Cabeza». 11Seminario de Ingeniería de Arranque de Rocascon Explosivos en Proyectos Subterráneos. FundaciónGómez-Pardo, 1987.
,,~
56
11.6. Aceites, grasas y filtros
Se estima como un porcentaje del consumo de ener-gía, y oscila generalmente entre el 10 y el 20%, segúnlas máquinas.
11.7. Bocas, varillas, manguitos y adaptadores
Es una de las partidas más importantes que puedecalcularse a partir de los datos indicados en el capítulosiguiente de Accesorios de Perforación Rotopercutiva.
- MISSION: "Percursion Drilling Equipment Operation andMaintenance Manual». Mission Drilling Products Divi-sion, 1985.
- MONTAN,L.: "Recent Developments in UndergroundMining Methods and Machinary». Fifth Australian Tun-neling. Sydney, 1984.
- MORALES, V.: "Perforación Percutiva. Martillos enFondo». IISeminario de Ingeniería de Arranque de Rocascon Explosivos en Proyectos Subterráneos. FundaciónGómez-Pardo, 1987.
- MORREL, R. J., atld UNGER, H. F.: "Drilling Machines,Surface». Mining Engineering Handbook. AIME, 1973.
- PATRUCCO, N.: "Las Perforadoras de Martillo en Fondo.Características y Campo de Empleo». Canteras y Explota-ciones. Julio 1982.
- PEACH, A. J.: "Increasing Subsurface Excavation Pro-ductivity with Computers». Fifth Australian Tunneling.Sydney, 1984.
- PLA, F., et al.: "Curso de Perforación y Voladura». Funda-ción Gómez-Pardo, 1978.
- ROOS, H. H.: "Percussion Drill-Jumbos». UndergroundMining Methods Handbook. AIME, 1982.
- SANDVIK: "Rock Drilling Manual - Rock Drilling Tool Ap-plications». 1985.
- STENMARK, E.: "Equipos y Métodos Alimak para Mineriay Obras Subterráneas». 1982.
- TAMROCK: "Handbook of Underground Drilling». 1983.
- TAMROCK: "Handbook on Surface Drilling and Blasting».1984.
- TANDANAND, S.: "Principies of Drilling». Mining Engi-neering Handbook. AIME, 1973.
Capítulo 3
ACCESORIOS DE PERFORACION ROTOPERCUTIVA
1. INTRODUCCION
Para realizar un trabajo de perforación específicopueden elegirse diversas combinaciones de acceso-rios. Los factores que hay que considerar en la selec-ción de sus componentes son: diámetro de los barre-nos y longitudes, estructura, resistencia y abrasividadde las rocas, tamaño y potencia de la perforadora,experiencias anteriores y facilidades de suministro.
La sarta de perforación está constituida general-mente por los siguientes elementos: adaptadores deculata (1), manguitos (2), varillas de extensión (3) ybocas (4). Fig. 3.1.
Los aceros empleados en la fabricación de estasherramientas deben ser resistentes a la fatiga, a laflexión, a los impactos y al desgaste en las roscas yculatas.
~ -J~ ~~~~~
2
Lo ideal es usar aceros con un núcleo no muy duro yuna superficie endurecida y resistente al desgaste.Esta estructura se consigue en la práctica de dos for-mas:
a) Aceros con alto contenido en carbono. Como elempleado en las barrenas integrales. La durezadeseada se consigue controlando la temperaturaen el proceso de fabricación. La parte de la culatase trata por separado para conseguir una alta re-sistencia a los impactos.
b) Aceros de bajo contenido en carbono. Usados envarillas, adaptadores, manguitos y bocas. Sonaceros que contienen pequeñas cantidades decromo o níquel, manganeso y molibdeno.
Los tratamientos a los que sé someten los acerossuelen ser:
2
~:~ [~;~~~
1L-~~O3 4
3
Figura 3.1. Sarta de perforación.
- Endurecimiento superficial HF (Alta Frecuencia).Calentamiento rápido hasta 900°C y enfriamientobrusco en agua. Se obtiene una alta resistencia a lafatiga y se aplica en varillas, manguitos y algunasbocas.
- Carburación. Aumento del contenido de carbonoen la superficie del acero introduciendo las piezasdurante algunas horas en un horno con una at-mósfera gaseosa rica en carQono y a una tempera-tura de 925°C. Se usa en las varillas y culatas paraconseguir una alta resistencia al desgaste.
- Bombardeo con perdigones de acero para au-mentar la resistencia a la fatiga en los materiales nosometidos a los tratamientos anteriores.
- Protección frente a la corrosión, mediante fosfata-
ción y aplicación de una fina capa de acero.
En cuanto al metal duro de los botones e insertos delas bocas, se fabrica a partir de carburo de tungsteno ycobalto por técnicas de polvometalotecnia. Este mate-rial se caracteriza por su alta resistencia al desgaste ytenacidad, y pueden conseguirse diferentes combina-ciones variando el contenido en cobalto, entre un 6 yun 12%, y el tamaño de los granos del carburo detungsteno.
La unión entre el acero y el metal duro se puedehacer con soldadura en las bocas de insertos y porcontracción o presión en el caso de las bocas de boto-nes.
57
Foto 3.1. Accesorios de perforación (Cortesia de Kometa).
2. TIPOS DE ROSCAS Las características que determinan si las varillas sonfácilmente desacoplables o no son: el áO9,ulodel perfily el paso de rosca. Un paso mayor junto a un ángulo deperfil menor hará que la rosca sea fácil de desacoplar,comparando roscas de un mismo diámetro.
Las roscas tienen como función unir las culatas, losmanguitos, las varillas y las bocas durante la perfora-ción. El ajuste debe ser eficiente para que los elemen-tos de la sarta se mantengan bien unidos en el fin deconseguir una transmisión directa de energía. Sinembargo, el apriete no debe ser excesivo pues difi-cultaría el desacoplamiento del conjunto de varillascuando éstas fueran retiradas del barreno.
Los principales tipos de rosca son:
Rosca R. (Soga). Se usa en barrenos pequeñoscon varillas de 22 a 38 mm y perforadoras poten-tes de rotación independiente con barrido de aire.
'¡'
~ T R C GD
PAR DE APRIETE
Figura 3.2. Tipos de roscas (Atlas Capeo).
58
Tiene un paso corto de 12,7 mm y un ángulo deperfil grande.
- Rosca T. Es adecuada para casi todas las condi-ciones de perforación y se usa en diámetros devarillas de 38 a 51 mm. Tiene un paso mayor y unángulo de perfil menor que hace más fácil el desa-coplamiento que con la rosca R, y además uno delos flancos presenta un gran volumen de desgasteque le proporciona una gran duración.
- Rosca C. Se usa en equipos con varillas grandes de51 y 57 mm. Tiene un paso grande y ángulo de perfilsemejante al de la rosca anterior.
- Rosca GD o HI. Tiene unas características interme-dias entre la rosca R y la T. Posee un diseño de per-fil asimétrico denominado de diente de sierra y seusa en diámetros de 25 a 57 mm.
~
....Figura 3.3. Perfiles de las roscas R, T, e y GD.
Cuando se perforan ciertas rocas blandas las roscaspueden tener una longitud doble, de esta forma cuandose gesgasta el primer tramo se corta y se continúa tra-bajando con el segundo.
También existen roscas especiales, como la rosca enespiral a todo lo largo de la varilla. También presentan laventaja de mayor aprovechamiento, al irse cortando lostramos gastados, pero el inconveniente de no trabajarcon longitudes estándar. Los diámetros de estas varillasdisponibles son 32, 38 Y 45 mm.
3. ADAPTADORES
Los adaptadores de culata o espigas son aquelloselementos que se fijan a las perforadoras para transmitirla energía de impacto, la rotación del varillaje y el em-puje.
Básicamente, existen dos tipos de adaptadores, Fig.3.4. 1) De arrastre Leyner y 2) Adaptadores estriados.
- L d h~~ 1illADAPTADOR LEYNER
~0J~~
~~ bS~=1 I rnADAPT ADORES ESTRIADOS
Figura 3.4. Adaptadores de culata
El primer tipo es usado con varillas de 25 y 32 mm,mientras que los adaptadores de estrías se empleancon diámetros de 38, 44 Y50 mm, con martillos de rota-ción independiente y teniendo entre 4 y 8 estrías. En lasmodernas perforadoras con una potencia de impacto de,al menos, 18 kW los adaptadores se diseñan sin cola -zona delgada detrás de las estrías -,reforzándose así lasuperficie de impacto.
El sistema de barrido puede ser central, en cuyo casolos adaptadores disponen de una empaquetadura osello interior que es el elemento que entra en contactocon la aguja de soplado, o lateral, Fig. 3.5, teniendoentonces un orificio entre las estrías y la rosca por elque entra el fluido de barrido a través de un dispositivocon empaquetaduras adosado concéntricamente conel adaptador.
Figura 3.5. Adaptador con barrido lateral.
Otro diseño, como se ve en el siguiente epígrafe,consiste en las varillas que poseen en un extremo unaculata. Fig. 3.6. Se usa en las perforadoras manuales ocon los martillos más pequeños en diámetros de 19, 22Y 25 mm con sección transversal hexagonal.
1: ~ l2 r~~i~~Figura 3.6 Varilla con culata.
59
4. VARILLAJE
Los elementos de prolongación de la sarta son ge-neralmente,
- Varillas o barras.
- Tubos.
Las primeras son las que se utilizan cuando se per-fora con martillo en cabeza y pueden tener secciónhexagonal o redonda. Las varillas tienen roscas exter-nas macho y son acopladas por manguitos.
c::;]a) HEXAGONAL
~
¡¡,';;: ; nCJb) REDONDA
C)~
Y.JJJJJJJU0J1J1 c:Jc) ROSCADOBLE
c:J JiJJJJ/JJJ!i!JJJ!Jl!J
~d) LIGERA
~
t_LICJ.) CON ACOPLAMIENTO INTEGRADO
CJ1I::J
CJI] 'LI~"" ":1I ,,"'"f)VARILLA PARA TUNELES y GALERIAS
~g)BARRENA INTEGRAL ROSCADA
Q
~h) ROSCADA CON CULATA
fJ1IXJ
~~¡)CONICA CON CULATA
~j) INTEGRAL CON CULATA
~--_u uk) INTEGRAL CON BOCA DE TRES INSERTOS
~
;d
---~
~~~~:~::::¡;;;;;;~1) REDONDA CONTINUA
Figura 3,7 Tipos de varillas.
Las varillas de extensión de sección completa hexa-gonal a) o redonda b) (Fig. 3.7) tienen la misma dimen-sión en el centro de la varilla que en las roscas, En lasprimeras el hexágono circunscribe al círculo que corres-ponde a las similares de sección redonda, por lo queson más rígidas y también un poco más pesadas,
Cuando las condiciones de perforación son talesque las vidas de las varillas dependen sólo del desgastede las roscas, se emplean varillas con roscas dobles c).Así, cuando se gasta la primera parte de la rosca, éstase corta y se puede entonces seguir perforando con lasegunda parte.
Las varillas de extensión ligeras d) tienen seccionestran)3versales, normalmente hexagonales, menoresque las de la rosca, La designación de este tipo devarillas se refiere a las dimensiones de las roscas.
60
Recientemente, han aparecido en el mercado las va-rillas de acoplamiento integrado e), que permiten unamanipulación más sencilla, eliminan el uso de mangui-tos, la transmisión de energía es mejor, los barrenosson más rectos y la operación más segura. El precio deestas varillas es equivalente al de una convencionalmás un manguito, pero presentan el inconveniente deque en caso de rotura en las uniones se utilizan.
Dentro del varillaje para túneles y galerias se disponede diversos tipos entre los que destacan: las varillas deextensión ligera f) uno de cuyos extremos tiene roscade mayor diámetro que el de la sección central de lamisma. La dimensión con la que se designan se refiereal tamaño de la rosca en el extremo de la culata.
Las barrenas integrales rascadas g) de sección he-xagonal que disponen de boca de insertos en un ex-tremo y rosca en el opuesto. Las varillas rascadas conculata h) tienen una culata hexagonal en un lado yrosca en el otro y las varillas cónicas con culata i).
Por último está el grupo de las barrenas integralescon culata (Fig. 3.8), que a su vez se subdividen segúnla forma de la boca y forma de los insertos,
Las barrenas integrales están ordenadas en series,donde el diámetro del inserto disminuye conformeaumenta la longitud de las mismas. Los principalestipos son:
- Barrenas de tipo cincel. Son las más usadas y secaracterizan por su fácil afilado y bajo coste.
- Barrenas de insertos múltiples. Se usan en la per-foración mecanizada de rocas blandas y fisuradas.
- Barrenas de botones. Se emplean en rocas pocoabrasivas de fácil penetración, como por ejemplo elcarbón.
- Barrenas para trabajos en mármol. Disponen decuatro insertos y canales especiales para evacuarlos detritus.
En la perforación a cielo abierto, generalmente, lasvarillas hexagonales se usan con equipos ligeros y cam-bio manual, mientras que las de sección redonda se uti-lizan cuando las perforadoras disponen de cambiadores
En la Tabla 3.1. se indican los diámetros disponibles ylongitudes estándar de las varillas más comunes.
TABLA 3.1
Por otro lado, en la Tabla 3.2. se recogen los diáme-tros del varillaje y longitudes máximas perforadas parabarrenos de diferente sección.
TIPO DEVARILLA DIAMETROS LONGITUDESDISPONIBLES(mm) DISPONIBLES(mm)
Hexagonal, normal 25,28,32,38 3050,3660Redonda, normal 32,38,45,51 3050,3660,6100Redonda, MF 32,38,4551 3050,3660,6100
ABB.B2B3eDEFGHK
BarraBocaAnchura de la bocaAnchura de la plaquitaAnchura del filoCollarDiámetro de la bocaCulataMarcaMarca de la fechaAltura de la plaquitaCapucha de plástico (para barrenas standard, capuchaamarilla para barrenas especiales, capucha roja)Longitud efectivaMarca que indica el diámetro de la bocaRadio del filoAngula de holguraAngula del filo
~G'/11:J
LA
LMRQ{3
e
'1 II 'I !
EI-1! IK
Figura 3,8, Barrenas integrales (Sandvik-Coromant),
TABLA 3.2
Con la aplicación de las perforadoras hidráuliéas conmartilloen cabeza a la perforación de barrenos de gran-des diámetros, superiores a los 115 mm, se han diseña-do recientemente unos tubos de perforación semejantesa los que se emplean en los trabajos con martillos enfondo.
Las principales ventajas de este varillaje tubular son:
.'
1 ~
.~.~ ':~ "~ "
Mayor rigidez. Se reducen las desviaciones y lasparedes irregulares de los barrenos al tener unosdiámetros mayores (76 a 165 mm).Mejortransmisión de la energía al no ser preciso eluso de manguitos.Barrido más eficiente al mejorar la velocidad delaire en el espacio anular y al poder aumentar lacantidad de aire bombeado.
1.
2.
3.
Figura 3.9. Tubos de perforación (Tamrock).
61
Tilla
K M
F-ml lB+§I'' B,
D
DIAMETRODE DIAMETROS LONGITUDMAXIMA
VARILLA DE BOCAS(mm) DE BARRENO
(mm) (pulg) RECOMENDADA(m)
25 1 38/41/45/51 6... 828 1 1/8 38/41/45/51 8 n. 1032 1 1/4 48/51/57/64/76 12 n. 1538 1 1/2 64/70/76/89/102 15... 1845 1 3/4 76/89/102/115 18 n. 2251 2 89/102/115/127 25... 28
En la Fig. 3.10 se indican los diámetros de los tubosque se recomiendan en función del tamaño de los barre-nos.
I~a~~a,::mI I 121100mm Iluboa
112151mm var.1 I 121127mm Ilubos
112176mm var.1 1121152 mm tubos I
112187 mm lub.1 I 0165mmtubosI76
I ~9 200
DIAMETRO DEL BARRENO (mm)
Figura 3.10. Varillaje recomendado para distintos diámetrosde perforación.
También existen en el mercado las varillas o tubosguía, que llevan una o dos secciones en los extremoscon cuatro aletas exteriores longitudinales. Se fabricancon rosca macho y hembra en los extremos, con lo cualse eliminan los manguitos. Estas varillas permiten reali-zar la perforación con desviaciones inferiores al 1% Yson adecuadas tanto para la perforación de superficiecomo subterránea.
Los tubos guía se colocan detrás de la boca de perfo-ración, proporcionando puntos de apoyo adicionales. Elresto de la sarta de apoyo está constituida por varillasde 45 a 51 mm. Como el tubo guía se encuentra en elfondo del barreno tiene un efecto similar a una sarta for-mada totalmente por tubos.
Finalmente, cuando se perfora con martillo en fondose emplean tubos, como ya se ha indicado, con unaslongitudes de 3 a 7,5 m con roscas macho y hembra en
~
ACCIONAOORDEL TUBO
>?
(TRANSMITE ROTACION)
los extremos. Próximo a estas zonas presentan unoschaflanes o entalladuras para facilitar el empalme y de-senroscado de los tubos.
Los tamaños estándar, para cada diámetro de tubo, yel peso aproximado del mismo se indica en la Tabla 3.3.
TABLA 3.3
Recientemente, Atlas Capeo ha introducido un nuevosistema de transmisión de energía en la perforación ro-topercutiva con martillo en cabeza, en el que la percu-sión y la rotación se ejercen sobre el útil de perforacióna través de dos sartas independientes, pero coaxiales.
El sistema, conocido por COPROD, está constituidopor unas varillas centrales sin rosca montadas unas so-bre otras en el interior de unos tubos de mayor diámetro,unidos con roscas cónicas. Las varillas transmiten laenergía de impacto a la roca y los tubos exteriores pro-porcionan la rotación, Fig.3.11.
SECCION COPROO CABEZA COPROD
-~
oVARILLA DEPERCUSION
TUBO DE ROTACIONTUBO DELA BOCA
MANDRIL DELA BOCA
Figura 3.11. Sarta de perforación COPROO (Atlas Capeo).
62
DIAMETRO DE TUBERIA LONGITUD ROSCA PESO(mm) (mm) APIreg (kg)
76 1500 23/s" 1576 3000 2 3/s" 2589 1500 2 3/s" 2289 3000 2 3/s" 4489 4500 2 3/s" 63
114 1500 3'12" 45114 3000 3 ';2' 61114 6100 3 '/2" 170115 7600 3'12" 199127 6100 3 ';2' 204127 7600 3'12" 257
./
./
Los martillos desarrollados para este varillaje estánequipados con una culata que transmite la percusión yun tubo mandril que transmite la rotación.
Este nuevo tipo de sarta presenta las siguientes ven-tajas:
- Posibilidad de usar perforadoras más potentes.- Altas velocidades Qepenetración.- Elevada efectividad de perforación, similar a un
tubo en martillo en fondo.- Mayor duración de la sarta, superior que con marti-
llo en cabeza y similar que con tubos con martilloen fondo.
- Barridcr más efectivo que con varillaje convencio-nal.
- Menores desviaciones de los barrenos.
./
/
./
./
./' 5. MANGUITOS
./Los manguitos sirven para unir las varillas unas a
otras hasta conseguir la longitud deseada con ajustesuficiente para asegurar que los extremos estén encontacto y que la transmisión de energía sea efectiva.
Los tipos de manguitos disponibles son:./
./
a) Simples.
b) Con semipuente.
c) Con puente.
d) Con estrías.
e) Con aletas de gran diámetro../
./
./ a) r:~=;jb)~
d)~
.)~--'
./ C)~
./Figura 3.12. Tipos de manguitos.
.,¡'
./ Los manguitos con tope central b) y c) evitan eldeslizamiento de ese elemento sobre el varillaje. Seusan en todas las roscas T, y en el extremo de la culatade las varillas para perforación de túneles.
Los manguitos con estrías d) se utilizan con bocasretráctiles en barrenos con tendencia a atascamientos.
Los manguitos con aletas se emplean en barrenos lar-gos de gran diámetro y sirven para centralizar y estabi-lizar las varillas.
Los tratamientos térmicos de fabricación son el en-durecimiento superficial, lacarburación total o interiorsolamente.
./
./
./
./
En la Tabla 3.4 se indican los diámetros de los man-guitos para varillaje de diferente tamaño.
TABLA 3.4
6. BOCAS
Las bocas que se emplean en la perforación rotoper-cutiva son de dos tipos:
- Bocas de pastillas o plaquitas, y- Bocas de botones.
Nomenclatura
,.9 f
~9
hh
',. k
b k l. D
Boca en cruz Boca en X
9
~ml. ..0
a Anchura de la plaquitab Longitud de la plaquitac Altura de lá plaquitad Diámetro del faldóne Longitud cfel faldónf Ranura del detritusg Orificio de barrido lateralh Orificio de barrido centrali Anchura del flancok Dado centralI Botón centralm Botón periféricoO Diámetro de la bocaa Angula de holguw
Bocas de botones
Figura 3.13. Bocas de perforación (Sandvik-Coromant).
Algunas características de diseño comunes a ambostipo:, de boca son las siguientes:
- Las varillas se atornillan hasta el fondo de la roscade la boca con el fin de que la transmisión de laenergía de impacto sea lo más directa posible so-bre la roca.
- Las bocas disponen de una serie de orificioscentra-les y laterales por los que se inyecta el fluidode ba-rrido para remover el detrito y poseen unas hendidu-ras por las que pasan y ascienden las partículas deroca producidas.
63
DIAMETRO DIAMETRO DIAMETRODEBOCA DELVARILLAJE DELOSMANGUITOS
(mm) (pulg) (mm) (pulg.) (mm) (pulg)
41 1 5/8 25 1 36 1 7/1645 1 3/4 28 1 1/8 40 1-5/851 2 32 1 1/4 44 1 3/457 21/4 32 1 1/4 44 1 3/464 21/2 38 1 1/2 55 2 5/3270 23/4 38 1 1/2 55 2 5/3276 3 45 13/4 63 231/6489 31/2 51 2 72 27/8
- Las bocas se diseñan con una pequeña conicidad,siendo la parte más ancha la que está en contactocon la roca, con el fin de contrarrestar el desgasteque sufre este accesorio y evitar un ajuste excesivocon las paredes del barreno.
a. Bocas de botones
Estas bocas disponen de unos botones o insertoscilíndricos de carburo de tungsteno distribuidos sobrela superficie de la misma. Se fabrican en diámetros quevan desde los 50 mm hasta los 251 mm.
Las bocas de botones se adaptan mejor a la perfora-ción con rotación, obteniéndose velocidades de avance
superiores que con bocas de pastillas. También presen-tan una mayor resistencia al desgaste, debido no sólo ala forma de los botones sino incluso a la sujeción másefectiva del acero, por contracción o presión en frío, so-bre todo el contorno de los insertos.
b. Bocas de pastillas
Se dispone de dos configuraciones de diseño: (1)Bocas en Cruz y (2) Bocas en X. Las primeras estánconstruidas con cuatro plaquitas de carburo detungsteno dispuestas en ángulo recto, mientras que enlas bocas en X estas plaquitas forman ángulos de 75° y1050 unas con otras.
Estas bocas se fabrican a partir de diámetros de 35mm, siendo habitual llegar hasta los 57 mm en las bocasen cruz, y usar a partir de los 64 mm y hasta 127 mm lasbocas en X, pues son más rápidas y además se evita latendencia de las otras a abrir barrenos con seccionespentagonales en los grandes diámetros.
c. Bocas especiales
Las bocas con diseño especial son las conocidaspor:
- Bocas retráctiles.- Bocas de escariar.- Bocas de centro hundido.- Bocas balísticas.
""
~~
8GI}
~ ZI f
~
Figura 3.14. Bocas retráctiles.
64
Las bocas retráctiles se usan en aquellas formacio-nes rocosas donde las paredes de los barrenos tiendena desmoronarse y, por lo tanto,es preciso evitar atran-ques y pérdidas de varillaje. Disponen de estrias ydientes por detrás del frente que permiten realizar laperforación en retroceso.
Una variante de la boca anterior es la boca retráctilde faldón largo. Con este útil el corte en retroceso esmás intenso y al tener un diámetro constante en todosu cuerpo se consiguen barrenos más rectos.
Las bocas de escariar de botones o plaquitas seutilizan en labores subterráneas para abrir los barre-nos centrales de mayor diámetro en los cueles parale-los. Estas bocas se utilizan con varillas pilotos o convarillas de extensión y adaptadores pilotos. Poseen unorificio centr.al troncocónico que permite que éstas sesitúen por detrás de la piloto de menor diámetro.
VARILLA PILOTO
b-:J
~ ...
- ....
L
ADAPTADOR PILOTO
cc siBOCA ESCAR/ADORA
riJ'4ft @
Figura 3.15. Boca de escariar, varilla piloto y adaptador pi-loto.
Las bocas de centro hundido poseen unas excelentescaracterísticas de barrido, ya que éste se realiza princi-palmente por la parte frontal. Se usan en rocas blandasfáciles de perforar. Asimismo, estos accesorios mejoranla rectitud de los barrenos.
Las bocas balísticas disponen de insertos en forma deproyectiles que son más largos que los están dar y pro-porcionan mayores v~locidades de penetración y un ba-rrido más eficiente. En rocas blandas el frente de laboca no impacta contra la roca del fondo del barreno de-bido a la altura de los botones, por lo que la limpieza delos detritus es más completa. Comparadas con las bo-cas estándar de botones, las bocas balísticas dan velo-
cidades de penetración de un 25 a un 50% superiores,según el tipo de roca que se perfore.
El principal inconveniente que presentan es el riesgode rotura de los botones, sobre todo cuando el cuerpode la boca sufre un desgaste más fuerte que los boto-nes.
TABLA 3.5
R = Recomendada.A = Adecuada.N = No recomendada.
En la Tabla 3.5. se indican los tipos de bocas que serecomiendan para perforar diferentes formaciones roco-sas.
- -1
o
C?
oo
<::::>
él
oo
o =C> o
Figura 3.16. Boca convencional y boca balística.
=o CC:J
=o C:J
C>
d. Bocas de martillo en fondo
=C> o
o
Las bocas de martillos en fondo llevan incorporadasen su diseño las culatas sobre las que golpean direc-tamente los pistones. Los diám'etros usuales de estosútiles van desde los 85 mm hasta los 250 mm, aunqueexisten bocas de mayor calibre.
.¡'
Figura 3.17. Bocas de martillo en fondo.
Los principales tipos de bocas son los siguientes:
- De Botones. Son las más utilizadas y son de aplica-ción en cualquier tipo de roca. Se subdividen en:
. Bocas con núcleo rompedor.
. Bocas cóncavas.
. Bocas convexas.
Bocas balísticas.o
<::::> - De Insertos
o . De cara completa. Con insertos en cruz o en Xsemejantes a las de martillo en cabeza y deaplicación en rocas blandas y sueltas.
. De núcleo rompedor. Bocas con cuatro inser-tos cortos y uno o dos botones en el centroque sirven para romper el núcleo de roca quese forma en cada golpe.
D
7. CALCULO DE NECESIDADES DEACCESORIOS DE PERFORACION
~La cantidad de varillaje que se precisa para realizarun trabajo depende de diversos factores:
- Volumen de roca.
- Perforación específica.
- Perforabilidad y abrasividad de la roca, y
- Método de perforación.
La vida en servicio del varillaje e,stá marcada bási-camente por los dos últimos factores, y sobre todo porla perforabilidad en rocas abrasivas. Frecuentemente,la vida de estos accesorios se expresa en «Metros-vari-lla», debido a que el número de metros perforados conuna varilla dada es función de la longitud de ésta y de laprofundidad de los barrenos.
65
BOCASDEINSERTOS BOCADEBOTONESTIPODE ROCA
Normal Heavy-duty Retráctil Normal Heavy-duty Retráctil
Blanda R N N R N NMedio dura A R N R A NDura N A N A R N
Desgaste lateral intenso N R N N A N
Desgaste frontal intenso N A N A R N
Desgaste frontal moderado N N N R A NFisurada N N R N N R
Ejemplo:
Longitud de barreno = 12 m.Longitud de varilla = 3,05 m.
Total metros-varillas = 30 m-v = 2,5 m-v/mTotal metros perforados 12 m
Cuando la longitud de la varílla es de 3 m, enton-ces el valor medio es de 7,5 metros-varilla para elbarreno de la profundidad indicada.
En general se tendrá:
MV= L x [ L + Lv ]2Lv
donde:
L = Profundidad del barreno.
Lv = Longitud de cada varilla.
MV= Metros-varilla.
Para estimar los accesorios de perforación que seprecisan en un proyecto dado pueden aplL¡;;arse lassiguientes expresiones:
1. Número de bocas N B = VR x PSVB
2. Número de varillasVR x PS L + Lv
N = x-v Vy 2Lv
3. Número de adaptadores NA = Ny/3
4. Número de manguitos NM= 1,5 x Nv
66
donde:
VR = Volumen de roca a volar (m3).
PS = Perforación específica (mi 1m3).
L = Profundidad de los barrenos (m).
Vi - Vida en servicio de cada accesorio.
A título orientativo, las vidas de los diferentes tipos
de bocas pueden estimarse para distintos trabajos deperforación en banco y avance de túneles y galerías apartir de las Tablas 3.6 y 3.7.
TABLA 3.6. VIDA DE ACCESORIOSEN PERFORACION EN BANCO
ACCESORIO
BARRENAS INTEGRALES. Intervalo de afilado. Vida de servicio
BOCAS DE PASTILLAS. Intervalo de afilado. Vida de servicio
BOCAS DE BOTONES- Diámetro ~ 64 mm
. Intervalo de afilado
. Vida de servicio- Diámetro <57 mm
. Intervalo de afilado
. Vida de servicio
TIPO DE ROCA
ABRASIVA I POCO IABRASIVA
20-25150-200
20-25200-400
60-100400-1000
100-150300-600
BOCAS DE BOTONES PARAMARTILLO EN FONDO
I
. Intervalo de afilado 40-60
. Vida de servicio 400-100
VARILLAS EXTENSIBLES. Vida de servicio
MANGUITOS. Vida de servicio
ADAPTADORES. Vida de servicio- Perforadoras
neumáticas- Perforadoras
hidráulicas
NOTA: Cifras en metros.FUENTE: Atlas Capeo.
150600-800
150800-1200
3001200-2500
300900-1300
3001200-2500
600-1800
100% vida de varillas
~
1500-2000
3000-4000
Número de Metros-varilla perforadosvarilla con una varílla
1 122 93 64 3
Total 30
TABLA 3.7. VIDA DE ACCESORIOS ENTUNELES y GALERIAS
NOTA: Cifras en metros
FUENTE: Atlas Capeo
Nv= L/Lv
Nv= NI? DE VARILLASPOR BARRENO
L = PROFUNDIDAD DEBARRENO
Lv= LONGITUD DECADA VARILLA
En la perforación de recubrimientos la duración de losaccesorios puede estimarse a partir de la Tabla 3.8.
TABLA 3.8
Nota: Cifras en metros.
0.8 1.0
1.2
1.4
1.6
1.8
2.0
VP =VELOCIDAD DEPENETRACION
1000 2000 3000
Figura 3.18. Ejemplo de cálculo de vida en servicio del vari l/aje (Kometa).
67
TIPO DE ROCA
ACCESORIO
ABRASIVA I
POCOABRASIVA
BARRENAS INTEGRALES. Intervalo de afilado 20-25 150.Vida de servicios 200-300 700-800
BOCAS DE PASTILLAS. Intervalo de afilado 20-25 150.Vida de servicios 250-350 900-1.200
BOCAS DE BOTONES.Vida de servicio 250-550 1.000-1 .300
VARILLAJE EXTENSIBLE.Vidas de servicio- Perforadoras
neumáticas 1.000-1.500- Perforadoras
hidráulicas 1.600-1.400
VARILLAS INTEGRALESROSCADAS.Vida de servicio 600-800MANGUITOS.Vida de servicio 100 % vida de varillas
ADAPTADORES.Vida de servicio- Perforadoras
neumáticas 1.200-1.600- Perforadoras
hidráulicas 2.500-3.500
METOOO OOEX
Boca piloto 200 - 600Escariador 100 - 300Guía 400 - 1.200
METOOO 00
Tubo de extensión 1.000 - 1.500
Acoplamiento de tubo 800 - 1.000Boca de corona 150 - 400
Manguito adaptador 1.000 - 1.200
Boca de perforación 400 - 700
METOOO OOEX y 00
Adaptador de culata 800 - 1.000Varillas de extensión 1.000 - 1.500
Manguitos 800 - 1.000
En cuanto al varillaje, su duración puede determi-narse conociendo los siguientes factores:
i - Tipo y tamaño de las roscas.- Número (Ny)y longitud de las varillas (LJ necesa-
rias para un barreno con una profundidad (L).- Velocidad de penetración (VP), que a su vez de-
pende del tipo de roca, diámetro de perforación ytipo de martillo. Fig. 3.18.
La vida de los manguitos se considera que es igual ala del varillaje, aunque suelen durar algo menos.
8. CUIDADO Y MANTENIMIENTO DE BOCAS
El acondicionamiento de las bocas tiene como obje-tivo obtener una velocidad óptima de penetración yaumentar la vida de dichos útiles.
En efecto, si las pastillas o botones de metal duro y elresto del cuerpo de la b9ca no tienen u na forma ade-cuada no se conseguirá alcanzar la mayor velocidad depenetración posible y además, se generarán esfuerzosy tensiones tanto en el propio útil como en el resto delvarillaje pudiendo dar lugar a graves daños o roturas.
A continuación, se indica para las bocas de botones,de pastillas y barrenas integrales cuándo debe efec-tuarse el afilado y el modo de Ilevarlo a cabo.
a. Bocas de botones
Las bocas de botones deben ser reacondicionadascuando:
1. Elcuerpo de la boca se desgasta más que los boto-nes, haciendo .que éstos sobresalgan excesiva-mente. Así se evitará que los botones se claven enla roca o quiebren. Esto sucede frecuentemente enterrenos blandos y abrasivos.
"
Figura 3.19. Desgaste del cuerpo.
2. Cuando los botones se desgastan más rápida-mente que el cuerpo, especialmente en rocas du-ras y abrasivas, los botones deben ser afilados confrecuencia. Fig. 3.20.
3. Si en rocas no abrasivas los botones se pulenmostrando señales de fractu ración en su superfi-cie con aspecto de piel de reptil. Esto evita que lasfracturas superficiales se propaguen, lo cual podríaprovocar la destrucción de los botones. Fig. 3.21.
68
Figura 3.20. Desgaste de botones.
Figura 3.21. Pulido de botones con aspecto de piel de reptil.
El afilado de botones tiene por objeto devolverles suforma esférica original, pero sin reducir' demasiado sualtura. Por lo general, no necesitan afilado del diáme-tro.
El intervalo de afilado puede elegirse en función delos diferentes tipos de roca y condiciones de perfora-ción, por ejemplo, al cabo de un determinado númerode barrenos, que coincida aproximadamente cuandose haya consumido la mitad del diámetro del botón.
D
~Figura 3.22. Medida del desgaste de botones.
Si las bocas están muy gastadas, puede ser necesa-rio afilar el acero alrededor de los botones para quesobresalgan lo suficiente. La altura visible debe estarpróxima a la mitad del diámetro del botón.
Todos los botones deben afilarse cada vez, aunqueno se haya alcanzado el desgaste límite. Las bocas
están en condiciones de perforar siempre que los bo-tones periféricos estén bien, ya que son más impor-tantes que los del resto. Especial atención se pondrá enla limpiezade los orificiosy estrías o canales de barrido.
Elafilado de botones se realizará con esmeriladorasy deberá controlarse con plantillas de medición ade-cuadas.
b. Bocas de pastillas
Las bocas de pastillas deben afilarse cuando:
1. El filo se haya desgastado y la superficie cortantemida de 2,4 mm a 5 mm del diámetro del exteriorde la boca.
Figura 3.23. Desgaste del filo de las pastillas.
2. Cuando la esquina exterior de la pastilla se hayadesgastado hasta un radio mayor de 5 mm.
Figura 3.24. Desgaste de esquinas.
3. Cuando la cara de la boca comience a tener undiámetro inferior al del cuerpo; entonces se esme-rilará el diámetro exterior para eliminar los contra-.,;<conos."
Figura 3.25. Contracono.
4. En terrenos no abrasivos donde las pastillas pre-sentan áreas muy pulidas o pequeñas fracturacio-
nes en superficie, que es preciso eliminar periódi-camente.
Figura 3.26. Pulido de pastillas.
El afilado de este tipo de bocas debe hacerse de talmanera que el ángulo de filo sea de 110° y el ángulo delcuerpo de unos 3°. .
Figura 3.27. Afilado de pastillas.
No deben afilarse las esquinas de las pastillas, sinodejar un ligero biselado. Debe evitarse que los insertosqueden formando cuña, se recomienda una forma li-geramente convexa con un ángulo máximo de 10 a 15°.
Figura 3.28. Forma de las pastillas.
Si el afilado se hace en seco, las bocas deben en-friarse lentamente con el aire antes de continuar reafi-lándolas. Los filos de los insertos, una vez esmeriladaslas bocas deben biselarse hasta alcanzar una anchurade 0,4 a 0,8 mm.
Figura 3.29. Biselado de aristas.
69
Si el cuerpo de la boca se ha desgastado, debeesmerilarse 10 que sobresalga de los insertos, hastaquedar a ras con el cuerpo. Deben también acondicio-narse las estrías de barrido y engrasar las bocas des-pués del afilado y antes de usarse otra vez.
c. Barrenas integrales
Estos accesorios deben afilarse cuando el ancho dela superficie plana del inserto sea de 3 mm, medidos a 5mm del borde. En rocas. abrasivas o perforación conaire, también deben afilarse los bordes que se hayanredondeado tomando forma cónica hasta una altura de8 mm.
" '" '" " o"",1"""",1"""",1"""",1""",,,1
Figura 3.30. Control del desgaste.
La geometría que debe conseguirse en el afilado esde un ángulo de filo de 1100y una curvatura de 80 a 100mm.
110'
~"
Figura 3.31. Afilado de barrenas integrales.
9. CUIDADO Y MANTENIMIENTO DELVARILLAJE
Las recomendaciones que deben seguirse en el usodel .varillaje de perforación son las siguientes;,.
1. Invertir los extremos de las varillas para repartir losdesgastes de las roscas.
Rotar las varillas en las sartas de perforación paraque todas efectúen el mismo metraje.
2.
70
o e 1 ¡--e-o o--cJ
o o-o e-o e--cJ
o o-o o-o e--cJFigura 3.32. Rotación de varillas.
3. Proteger las varillas contra la corrosión y el polvo,almacenándolas de forma adecuada y maneján-dolas con cuidado.
~ ~Figura 3.33. Almacenamiento de varillas.
4. Engrasar las roscas de las varillas y manguitoscada vez que se utilicen.
5. Apretar a tope los acoplamientos durante la opera-ción para conseguir una mejor transmisión de laenergía y evitar los sobrecalentamientos del acero.
6. Utilizar las herramientas adecuadas para aflojar losacoplamientos.
7. No volver a utilizar las varillas y manguitos en losque se hayan producido desgastes excesivos enlas roscas.
10. GUlA PARA LA IDENTIFICACION DE LASCAUSAS DE ROTURA DE LOS ACCESO-RIOS DE PERFORACION
En la Tabla 3.9 se recogen los diferentes tipos derotura de diversos accesorios de perforación, varillas,
"roscas, manguitos, adaptadores y bocas, y las causasprobables origen de las mismas.
Cualquier daño o desperfecto se debe analizar eidentificar con el fin de corregir la fuente que lo ge-nera o la práctica operativa.
PROBLEMA
1. Varilla dañada en la superficie exterior.
~2. Corrosión en el orificio interno acelerada
por las condiciones de fatiga.
-$-3. Roturas de las varillas en las roscas que
entran en los manguitos.
m4. Orificios de barrido taponados y atasca-
m.ientos del varillaje.
5. Manguitos con daños en los extremos de lasroscas.
6. Manguitos rotos o rajados.
7. Manguitos con los extremos abocardados oremachados. fI'
.----------.----.-
TABLA 3.9
CAUSA PROBABLE
1. Mala manipulación de las varillas con gol-pes y caídas o defectos superficiales en elacero.
2. Defecto interno en el acero, p. e. una inclu-sión oxidada.
3. Varillas o manguitos con roscas desgasta-das y movimiento oscilante del varillaje.Desplazamiento de manguitos y mala me-canización del acero.
4. Caudales de barrido insuficientes y avancesexcesivos en terrenos agrietados y con pre-sencia de barro.
5. Varillas no acopladas a tope o desalinea~mientos. Mal tratamiento térmico del acero.
6. Deslizamiento entre el martillo y el centrali-zador, oscilación del tren de varillaje du-rante la perforación o roscas de varillas ina-decuadas.
7. Golpeo de los manguitos con el centraliza-dor.
71
8. Rotura del adaptador o espiga. 8. Buje desgastado, avance excesivo, falta delubricación o pistón roto.
8 tU ~ 10 ~-8-- . ---~3r-
9. Rotura del adaptador por las estrías.
10. Rotura del adaptador por las roscas.
11. Botones rotos o cizallados del cuerpo deacero de la boca.
12. Pérdida completa o escupido de botones.
13. Desgaste excesivo en los botones periféri-coso
13. Rotación excesiva, avance elevado y rocademasiado abrasiva.
BIBLlOGRAFIA
- ANONIMO: «Rock Drilling Seminar». Mining Magazine.July. 1979.
- ATLAS COPCO: «Manual Atlas Copco». 1984.- FAGERSTA-SECOROC: «Accesorios de Perforación».
1974.- GARDNER DENVER: «Rock Drilling Data». .- INGERSOLL-RAND:«La Boca de Botones Contra la
Roca».- KOMETA OY.: «Accesorios de Perforación». 1986.- OLIVER, J.: «Factors Influencing the Selection & Use
of DTH Button Bits in Rotary Percussive DríllingApplications». 11Simposium Nacional de Selección deMaquinaria en Minería e Industrias de la Construcción,1990. .
d'
72
9. Buje desgastado, par excesivo, falta de lu-bricación o pistón roto.
10. Varillas dañadas o rotas en los extremos,
manguitos dañados o perforación con os-cilación del varillaje. Mala mecanización otratamiento térmico del acero.
11. Rotación excesiva de la boca. Avance exce-sivo en roca dura. Perforación de formacio-
nes rocosas agrietadas o bocas mal afila-das.
12. Empuje insuficiente y falta de contacto en-tre la boca y la roca.
- SANDVIK AB.: «Rock Drilling Manual - Drill Steel'Applica-tions». 1979.
- SANDVIK-COROMANT: «Manual de Perforación de Rocas- Teoría y Técnica». 1983.
- TAMROCK: «Handbook of Underground Drilling". 1983.- TAMROCK.: «Handbook of Surface Mining». 1989.- TANTARIMAKI, K.: "Top-Hammer". World Mining
Equipment. September.1990.- TIMKEN: «Brocas de Percusión para Roca». 1981.- TRW Inc.: «Percusion Drilling Equipment Operation and
Maintenance Manual». 1985.
"
"
Capítulo 4./
./
PERFORACION ROTATIVA CON TRICONOS../
.../
../ 1. INTRODUCCION La apertura en Estados Unidos de grandes explota-ciones de carbón a cielo abierto, con espesores derecubrimiento que alcanzaban hasta 40 m, y la apari-ción en el mercado de un explosivo a granel barato y degran eficiencia energética como el ANFO, fueronacontecimientos que impulsaron a los fabricantes deperforadoras a diseñar equipos de gran capacidad,
.../
Hasta 1949, la mayor parte de los barrenos para vola-dura eran realizados mediante perforadoras a rotoper-cusión y sólo en el caso de rocas muy blandas eraaplicable la perforación a rotación mediante bocas decorte o trépanos..../
--'SALA DE MAQUINAS
.../
MASTll
../
.../
.../
COMPRESOR ~:AUXILIAR
CADENA DEELEVACION y EMPUJE
./
.../
GATO -DELANTERO
--'
MOTOR DE ElEVACION
y EMPUJE \\
\L TABLERO DE
PERFORACION
../
BASTIDOR--'
'- ORUGAS.../
../Figura 4.1. Componentes principales de una perforadora rotativa de accionamiento eléctrico (Marion).
J 73
capaces de alcanzar elevadas velocidades de penetra-ción.
Simultáneamente, se comenzaron a utilizar de formageneralizada en la minería las bocas denominadas tri-conos, desarrolladas en el campo del petróleo desde1907, y a aplicar el aire comprimido como fluido deevacuación de los detritus formados durante la perfo-ración.
Los diámetros de los barrenos varían entre las 2"y las171 /l" (50 a 444 mm), siendo el rango de aplicación másfrecuente en minería a cielo abierto de 6" a 121 /4"(152 a311 mm). Diámetros mayores están limitados a minascon una elevada producción, y por debajo de 6" casi nose emplean debido a los problemas de duración delos triconos a causa del reducido tamaño de los coji-netes.
Este método de perforación es muy versátil, ya queabarca una amplia gama de rocas, desde las muy blan-das, donde comenzó su aplicación, hasta las muy du-ras, donde han desplazado a otros sistemas, como es elcaso de la perforación térmica (Jet Piercing) en lastaconitas.
Dado que la perforación rotativa con triconos es lamás extendida, este capítulo está enfocado hacia losgrandes equipos capaces de ejercer elevados empujessobre la boca, ya que las unidades que trabajan contrépanos son más sencillas de diseño y de menor en-vergadura.
Las perforadoras rotativas están constituidas esen-cialmente por una fuente de energía, una batería debarras o tubos, individuales o conectadas en serie, quetransmiten el peso, la rotación y el aire de barrido a unaboca con dientes de acero o insertos de carburo detungsteno que actúa sobre la roca. Fig. 4.1.
2. MONTAJE Y SISTEMAS DE PROPULSION
Hay dos sistemas de montaje para las perforadorasrotativas: sobre orugas o sobre neumáticos. Los fac-tores que influyen en la elección de un tipo u otro sonlas condiciones del terreno y el grado de movilidadrequerido.
Si la superficie de trabajo presenta fuertes pendien-tes, desniveles o baja capacidad portante, el montaje'sobre orugas es el más indicado, ya que proporciona la
"máxima estabilidad, maniobrabilidad y fl<;¡iabilidad.Un eje rígido situado en la parte trasera de la má- ~o
quina y un eje pivotante permite al equipo oscilar ymantener las orugas en contacto con el terreno cons-tantemente. Fig. 4.2.
La mayoría de las grandes perforadoras van monta-das sobre orugas planas, ya que éstas pueden soportarmayores cargas y transmitir menor presión al suelo enel desplazamiento.
Las perforadoras montadascon orugas de teja, tipotractor, son útiles en terrenos difíciles y accidentadoscomo los que se pueden presentar en las obras públi-cas.
El principal inconveniente del montaje sobre orugases su baja velocidad de traslación, 2 a 3 km/h, por loque si la máquina debe perforar en varios bancos de la
74
~
ORUGAS
°'---.
'---.
'-
Figura 4.20 Diseño del tren de orugas.~
explotación distantes entre sí, es más aconsejable se-leccionar un equipo montado sobre camión cuya velo-cidad media de desplazamiento es diez veces superior. '---.Sin embargo, en las grandes operaciones los equiposse desplazan poco, ya que perforan un gran númerode barrenos en reducido espacio.
Las máquinas más ligeras suelen ir montadas sobrecamión, con chasis de 2 ó 3 ejes y sólo las de mayor
envergadura con más de 60.000 libras de empuje se '---construyen sobre chasis de 4 ejes. Durante la perfora-ción, estas unidades se apoyan sobre 3 ó 4 gatos hi-dráulicos que además de soportar el peso sirven paranivelar la máquina.
°'---.
'---.
3.'---.
FUENTES DE ENERGIA
'---.Las fuentes primarias de energía pueden ser: moto-
res diesel o eléctricos.
En perforadoras con un diámetro de perforación porencima de 9" (230 mm) está generalizado el empleo de '---energía eléctrica a media tensión, alimentando la per-foradora con corriente alterna mediante cable de cua-tro conductores con recubrimiento de goma.
Las perforadoras medianas y pequeñas, que suelenestar montadas sobre camión, pueden ser accionadas
por uno o dos motores diese!. '-Un reparto medio de la potencia instalada en estas
unidades para las diferentes operaciones y mecanis-mos es la siguiente:
~
'---
- Movimiento de elevación y traslación: 18%- Rotac"ión: 18%
- Empuje: 3%- Nivelación: 2%
- Captación de polvo: 3%
- Barrido y limpieza de los detritus con aire comprimi-do: 53%
'---.
°'---.
- Equipos auxiliares: 3% "--
En caso de accionamiento diesel, éste puede efec-tuarse con el mismo motor que acciona el camión, Fig.4.3, o con un motor independiente. En la actualidad,suele ser más usual y eficiente la segunda configura-ción, dadas las diferentes características de los moto-res que se necesitan.
'---.
'-
'---
/
También existen perforadoras diesel-eléctricas di-señadas para minas de gran producción sin infraes-
/ tructura de energía eléctrica.
CARRlJSeLTuseRI' DE"Re COMPRIMIDO
/
/
/
Figura 4.3. Esquema de accionamiento de una
perforadora diese! con un motor único./
/
Los equipos eléctricos tienen unos costes de mante-nimiento de un 10 a un 15% más bajos que los de
/ accionamiento diese!. Éstos últimos, son elegidoscuando alrededor de las explotaciones no se disponede adecuada infraestructura de suministro eléctrico ocuando la máquina va montada sobre camión.
MOTOR ELECTRICO
O HIDRAULICO/
AlRE --------COMPRIMIDO
/
/
/1SISTEMA DEELEVACION y EMPUJE
4. SISTEMAS DE ROTACION
Con el fin de hacer girar las barras y transmitir el par,las perforadoras llevan un sistema de rotación mon-tado generalmente sobre un bastidor que se desliza alo largo del mástil de la perforadora.
El sistema de rotación Directo puede estar consti-tuido por un motor eléctrico o hidráulico. El primero,es el más utilizado en las máquinas grandes, puesaprovecha la gran facilidad de regulación de los mo-tores de corriente continua, en un intervalo de Oa 100r/min. En los diseños más antiguos se empleaba elsistema Ward Leonard y en los más modernos se usanthyristores o rectificado en estado sólido.
Elsistema hidráulico consiste en un circuito cerradocon una bomba de presión constante y un convertidorde par con el que se logra variar la velocidad de rota-ción del motor hidráulico, situado en la cabeza de lasarta de perforación. Este tipo está muy extendido enlos equipos pequeños y medianos.
Los sistemas mecánicos o indirectos son el de laMesa de Rotación, muy popular en el campo del pe-tróleo pero poco utilizado en las máquinas mineras, yel denominado de Falsa Barra Kelly, cuyos esquemasde funcionamiento se representan en la Fig. 4.4.
SISTEMA DE
I ELEVACION yEMPUJE
/
BARRA KELLY
FALSA /BARRA KELLY
-==:::J c= ~IIID c:::=/
/
(a) (b) (C)
Figura 4.4. Sistemas de rotación: (a) Directo, (b) Mesa de Rotación y (c) Falsa Barra KeJly.
/ 5. SISTEMAS DE EMPUJE Y ELEVAclON
/
Para obtener una buena velocidad de penetración enla roca es preciso un determinado empuje que de-pende tanto de la resistencia de la roca como del diá-metro del barreno que se pretende perforar. Como el
/
peso de las barras no es suficiente para obtener lacarga precisa, se hace necesario aplicar fuerzas adi-cionales que suelen transmitirse casi exclusivamente através de energía hidráulica.
Existen básicamente cuatro sistemas. Los tres pri-meros que se representan en la Fig. 4.5 son los conoci-dos por a) Cremallera y Piñón Directo, b) CadenaDirecta y c) Cremallera y Piñón con Cadena.
75
~: :I 'I 'I I
, :, I
,,, I
: "I .I ,, ,, ,I ,
~a) CREMALLERA Y PIÑON b)CAOENA OIRECTA
~-Br,
j'
I ', ,, ', ,,
~e) CREMALLERA Y
PIÑON CON CADENA
Figura 4.5. Sistemas de elevación y empuje.
Elcuarto sistema Fig. 4.6, está constituido por uno odos cilindros accionados hidráulicamente. Tiene lassiguientes ventajas: poco peso, absorbe impactos, in-dica el nivel de desgaste o fatiga y es fácil de reempla-zar o ajustar.
v
Figura 4.6. Sistema de empuje por Cilindro Hidráulico (In-gersoll-Rand).
Estos mecanismos de empuje permiten, además desuministrar un esfuerzo. de empuje perfectamentecontrolado, izar las barras que constituyen la sarta deperforación.
El peso de todo el conjunto de la máquina actúacomo reacción contra el empuje aplicado a la boca, dedonde se deduce que el peso de la perforadora debeser superior y normalmente el doble de la carga má-xima que se pretende conseguir.
76
Las velocidades de elevación de la sarta suelen serde 18 a 21 metros por minuto, no recomendándosevalores superiores por problemas de vibraciones.
6. MASTIL y CAMBIADOR DE BARRAS
La estructura del mástil, que soporta las barras y lacabeza de rotación, debe estar diseñada para resistirlas flexiones debidas al peso, el esfuerzo de empuje ylas tensiones originadas por el par de rotación. Losdiseños más frecuentes han sido de tipo reticular, de "-sección normal o tubular. Los equipos modernos dis-ponen de una estructura de vigas cajón que permiten elempleo de mayores longitudes de mástil y la aplicaciónde altos pares de rotación.
Los mástiles suelen ser abatibles mediante cilindroshidráulicos o tubos telescópicos, ya que para efectuarlos traslados importantes es preciso bajar el centro degravedad de la máquina. Los tiempos de elevación delmástil oscilan entre 2 y 5 minutos.
La perforación inclinada, suele ser perjudicial porlos esfuerzos de fatiga a los que se somete al mástil y alas barras, además de la disminución en la capacidad deempuje y dificultad en la evacuación de los detritus, tra-duciéndose todo ello en un descenso de la producción,que en el caso de rocas duras puede llegar hasta el20%. La inclinación se puede regular entre los 00y 300,con intervalos de 5° generalmente.
Aun cuando es recomendable que se seleccione unamáquina que permita perforar los barrenos con unasola barra, hay que prever la necesidad de abrir barre-nos de mayor longitud, lo cual obliga a que el mástillleve un sistema portabarras, así como un mecanismode accionamiento de las mismas para su colocación odesacoplamiento.
PLACA INFERIOR
PLACA SUPERIOR
POSICION
DE CARGA
Figura 4.7. Cambiador de barras de tipo revólver.
Foto 4.1. Perforadora rotativa sobre orugas 49 R
(Cortesía de Bucyrus-Erie).
Los equipos disponen de sistemas del tipo bandeja,de una a tres barras normalmente, o del tipo revólverque con más de cuatro barras tienen una capacidad deperforación de 50-60 metros. El accionamiento es hi-dráulico en ambos sistemas. Fig. 4.7.
Los tiempos invertidos en los cambios de barrasoscilan entre los 2y los 6 minutos por cada una de ellas.
7. CABINA DE MANDO
La cabina de mando, presurizada y climatizada, con-tiene todos los controles e instrumentos requeridos enlas maniobras de la unidad durante la perforación.
Estos suelen ser los siguientes:
- Control del motor principal y caja de cambios.- Control de elevación y descenso de la torre.- Control de los gatos de nivelación.- Control de velocidad de rotación.- Control de empuje sobre el tricono.- Control de inyección de agua.- Control del carrusel, etc.
Normalmente, está ubicada cerca del mástil, permi-tiendo observar todos los movimientos realizados conlas barras durante el trabajo.
8. SISTEMA DE EVACUACION DE LOSDETRITUS
El aire comprimido cumple las siguientes funciones:
- Enfriar y lubricar los cojinetes del tricono.
- Limpiar el fondo del barreno y- Elevar el detrito con una velocidad ascensional
adecuada.
El aire circula por un tubo desde el compresor almástil y desde éste, por manguera flexible protegida, ala cabeza de rotación, de donde pasa al interior de labarra de perforación que lo conduce hasta la boca,saliendo entre los conos para producir la remoción delos detritus elevándolos hasta la superficie. Si los tro-zos son grandes y el caudal de aire insuficiente vuelvena caer en el fondo, produciéndose su remolienda hastaalcanzar el tamaño adecuado para ascender. La faltade aire produce así un consumo de energía innecesa-rio, una menor velocidad de penetración y un mayordesgaste de la boca. Por el contrario, si la velocidadascensional es muy alta aumentan los desgastes en elcentralizador y en las barras de perforación.
Si se conoce la densidad de la roca y el diámetro delas partículas, pueden aplicarse dos fórmulas paracalcular la velocidad ascensional mínima:
v = 573 x ~ x d 0,6
a p, + 1 p
y
v = 2¡:;0 X 1/2xd 1/2a ~ p, p
donde:
Va = Velocidad ascensional mínima (m/min),p, = Densidad de la roca (g/cm3).dp = Diámetro de la partícula (mm).
El oaudal de aire necesario se calcula mediante la
expresión:
Qa = Ab X Va = Va X (02 - d2)1,27
77
donde:
Ab = Area de la corona circular entrela pared del barreno (m2).
Qa = Caudal del aire necesario (m3/min).Va = Velocidad ascensional (m/min).D = Diámetro del barreno (m).d = Diámetro de la barra (m).
la barra y
Otra fórmula para la determinación aproximada delcaudal es:
Qa = 224 x D 3/2
donde:
Qa = Caudal de aire (m3/min).
D = Diámetro del barreno (m).
Las velocidades ascensionales recomendadas, enfunción del tipo de roca, son las siguientes:
TABLA 4.1
Así pues, el diámetro de las barras aconsejado, se-gún el tipo de roca que se perfore, debe ser en forma-ciones blandas 3" (75 mm) menor que el diámetro deltricono, en formaciones medias 2" (50mm) y en forma-ciones duras 11/1" (38 mm), ya que a medida que au-menta la resistencia de la roca los detritus son máspequeños.
Con el ábaco de la Fig. 4.8 puede determinarse conmayor exactitud el diámetro de las barras comerciales,cónocidos el caudal de aire, la velocidad asce,nsional yel diámetro del barreno.
Cuando la resistencia a compresión de la roca seamenor de 100 MPa, la alta velocidad de penetraciónconseguida hace que los detritus no salgan del ba-rreno si no se dispone de una corona circular sufi-ciente, debiendo cumplirse:
Area del barreno
Area de la corona circular=2
lo que equivale a:
Diámetro de barraDiámetro del barreno
= 0,7
78
\,
Normalmente, en las perforadoras rotativas se em-plean compresores de baja presión, 50 p.s.i. (350 kPa).Sin embargo, aumenta el número de equipos que utili-zan compresores de media y alta presión, 100-150 p.s.i.(700 -1050 kPa), debido fundamentalmente a la mejoraen la refrigeración de los rodamientos y a la posibilidadde emplear martillo en fondo.
\,
o6 97/8o 105/8
~ 1103/'
oQ::f- 121/.w::;::!o
15
Figura 4.8. Dimensionamiento de las barras.
9. SARTA DE PERFORACION
La sarta de perforación Fig. 4.9 está formada por elacoplamiento de rotación, las barras, el estabilizador yel tricono.
~PLAMIENTO~ " 00""'"
BARRA\,
ESTABILIZADOR
~TRICONO
Figura 4.9. Sar'ta de perforación.
VELOCIDAD VELOCIDAD
TIPO MINIMA MAXIMA
DE ROCA(m/min) (pies/ (m/min) (pies/
min) min)
Blanda 1.200 4.000 1.800 6.000Media 1.500 5.000 2.100 7.000Dura 1.800 6.000 2.400 8.000
"2200 -
e<YIÉ
.\ 2000;;-Q)'Q.
\,1800 -Q::O
1600
Q::
1400
O(.)
1200 --'<!
1000 g<!(.)
800
600
400
200
9.1. Acoplamiento de rotación
Este elemento transmite el par de rotación desde lacabeza hasta la sarta que se encuentra debajo.
9.2. Barra
La longitud de las barras depende de la longitud delbarreno. Sirven para transmitir el empuje sobre la bocay para canalizar por su interior el aire comprimidonecesario para la limpieza del barreno y enfriamientode los cojinetes. Suelen estar construidas de acero conun espesor de 1" (25 mm) y en ocasiones de hasta 11/2"(38 mm). Las roscas más usadas en los acoplamientosson del tipo API, BECO, etc.
9.3. Estabilizador
Va colocado encima de la boca de perforación, Fig.4.10, Y tiene la misión de hacer que el tricono girecorrectamente según el eje del barreno e impida que seproduzca una oscilación y pandeo del varillaje de per-foración.
Las ventajas derivadas de su utilización son las si-guientes:
- Menores desviaciones de los barrenos, sobre todo
cuando se perfora inclinado.
.r
Figura 4.10. Estabilizador de rodíllos.
- Mayor duración del tricono y aumento de la veloci-dad de penetración, debido a un mejor aprovecha-miento del empuje.
- Menor desgaste de los faldones, de la hilera perité-rica de insertos y de los cojinetes.
- Mayor estabilidad de las paredes del barreno, de-bido a que las barras de perforación no sufren pan-deo.
- Mejora de la carga de explosivo.
El estabilizador debe tener un diámetro próximo aldel barreno, normalmente 1/8" (3 mm) más pequeñoque el tricono.
Existen dos tipos de estabilizadores, de aletas y derodillos.
Los estabilizadores de aletas son de menor coste,
pero requieren un recrecido de material antidesgaste,originan una disminución del par de rotación disponi-ble y una mala estabilización en terrenos muy durosdespués de perforar los primeros barrenos.
Los estabilizadores de rodillos con insertos.de car-
buro de tungsteno requieren un menor par de rotación,tienen un mayor coste y son más eficientes que los dealetas.
9.4. Perforación en una pasada (Single Pass)
La utilización de mástiles altos de hasta 27 m, quepermiten la perforación de cada barreno en una solapasada sin maniobras de prolongación de la sarta,tiene las siguientes ventajas:
- Se elimina la colocación de barras, que suponeunos tiempos muertos de 2 a 6 minutos por cadauna.
- Se reducen los daños a las roscas.
- Aumenta la producción del orden de un 10 a un15%.
- Facilita la limpieza del barreno.
- Permite un flujo continuo de aire a través de laboca, lo que es especialmente interesante en ba-rrenos con agua.
- Disminuyen las pérdidas en la transmisión de es-fuerzos de empuje y rotación al no disponer deelementos de unión entre las barras.
Los inconvenientes del varillaje de pasada simpleson:
.~
- Los mástiles más altos producen mayor inestabili-dad, especialmente con cabeza de rotación.
~ Se requiere un mejor anclaje trasero del mástil.
- Se precisan mayores cuidados cuando se trasladala pedoradora.
- La cadena de transmisión del empuje requiere un
mejor diseño.
9.5. Amortiguador de impactos y vibraciones
Desde 1967, se han desarrollado una serie de siste-mas de absorción de impactos y vibraciones que hanpermitido obtener las siguientes ventajas:
- Reducir el coste de mantenimiento de la perfora-
79
dora, al disminuir los impactos axiales y de tensióntransmitidos al mástil.
- Aumentar la velocidad de penetración, pues seconsigue un mejor contacto entre el tricono y laroca, posibilitando el uso del binomio empuje/ve-locidad de rotación más adecuado a la formaciónrocosa.
- Aumentar la vida del tricono, debido a la amorti-guación de los impactos cíclicos transmitidos a loscojinetes, rodamientos y a la estructura de corte.
- Disminuir el nivel de ruido en la cabina del opera-dor, por la eliminación de contacto directo del me-tal entre la cabeza de rotación y la barra.
AMORTIGUADOR
~¡ t::::I
r~
Figura 4.11. Posición de un amortiguador de impactos.
La utilización de estos elementos es muy adecuadaen los siguientes casos: terrenos fracturados, alter-nancia de capas duras y blandas y formaciones duras.
Los tipos de amortiguadores de impactos utilizadosson:
- Amortiguador horizontal.
- Amortiguador vertical.
- Amortiguador de nitrógeno.
A. Amortiguador horizontal
Funciona como una unidad flexible y comprimible,que reduce la vibración vertical y transversal. Los en-sayos de campo han mostrado un aumento de la velo-cidad de penetración del 5% en rocas blandas y del20% en rocas duras, con un aumento de la vida deltricono del 25%. Una característica de este sistema esque sólo tiene dos elementos de desgaste.
B. Amortiguador vertical
Este tipo ensambla 18 segmentos elásticos monta-dos verticalmente, que producen un amortiguamientosimilar al tipo horizontal, Fig. 4.12.
c. Amortiguadores de nitrógeno
Este sistema utiliza nitrógeno a presión. Sus mayo-res inconvenientes son el alto coste de adquisición ymantenimiento.
9.6. Ensanchadores de barrenos
Esta es una práctica interesante ya que posibilita elempleo de columnas de explosivo asimilables a cargas
CONTRATUERCA DE LA ABRAZADERADEL CABLE DE RETENCION
DIAMETRO
LONGITUD
CABLE DERETENCION
Figura 4.12. Amortiguador verticai (8. J. Hughes Inc.).
80
esféricas. Las ventajas del sistema de recámaras,frente al convencional de barrenos uniformes, puedenresumirse en:
- Menor volumen de roca perforada.
- Mayor rendimiento de perforación.
- Menores tiempos de maniobras.
- Menor volumen de retacado, y
- Perfil de escombro más apto para excavadora.
!
Figura 4.13. Sistema de ensanche de barrenos.
10. ELEMENTOS AUXILIARES
10.1. . Eliminación del polvo 'fi'
Durante la perforación se crea una gran cantidad depolvo que si no es eliminado, además de afectar a lasalud del personal, puede crear problemas de mante-nimiento en la perforadora. La supresión del polvopuede hacerse por dos procedimientos:
- Sistema húmedo.
- Sistema seco.
El sistema húmedo consiste en añadir una pequeñacantidad de agua con o sin espumante al aire de ba-rrido. El polvo formado en el fondo del barreno esapelmazado y sale al exterior junto con los detritus deperforación.
Este sistema tiene la ventaja de su gran simplicidad,pero presenta algunos inconvenientes:
- Reduce la vida del tricono entre un 15 y un 20%.
- Si se abusa del caudal de agua se forma una papillaespesa y abrasiva de difícil elimínación que causaun gran desgaste en la sarta de perforación.
- En climas fríos origina problemas operativos.
El sistema seco consiste en un colector de polvoformado por un conjunto de ciclones y filtros, tiene laventaja de su gran eficiencia y de no afectar a la vidade los triconos. Cuando se encuentra agua durante laperforación es poco efectivo y requiere un mayormantenimiento.
La cabina y la sala de máquinas suelen estar pre-surizadas para evitar la entrada de polvo.
10.2. Nivelación
Cuando la máquina está en situación de perforar seapoya sobre los gatos de nivelación que se encuen-tran anclados al bastidor, y cuya altura se regula desdela cabina. Cada perforadora suele disponer de tres acuatro gatos y en esa operación se invierte alrededorde 1 minuto.
El empleo de un gato hidráulico en cada esquina dela máquina es la configuración que proporciona lamejor distribución de cargas, reduciendo los esfuerzosde torsión al conjunto, las vibraciones al mástil y lasaverías en general. Fig. 4.14.
o1'---"
~-"r .,"--",-I 'r-'¡ 1I I ' ,I I ! I, , II : ¡ I
'. I
CILINDRO HIDRAULlCO
CUBIERTA
~igura 4.14. Gato hidráulico.
10.3. Estabilidad
Para obtener una alta productividad, las perforado-ras deben ser capaces de desplazarse con el mástil ysarta de perforación en posición vertical. Por esto, losequipos deben estar diseñados de tal forma que elcentro de gravedad, aun cuando la unidad se esté des-
81
plazando, se encuentre lo más bajo posible y centradocon respecto al tren de rodaje. Cuando las perforado-ras van montadas sobre orugas éstas pueden sobredi-mensionarse para aumentar la estabilidad y disponerde un contrapeso para equilibrar mejor el conjunto.
10.4. Capacidad para remontar pendientes
Los equipos sobre orugas son capaces de remontarpendientes mantenidas del 10 al 12% y alcanzar pen-dientes máximas del 20% durante recorridos cortos.
10.5 Inyección de aceite o grasa
La inyección de aceite al aire de barrido produceuna lubricación suplementaria de los rodamientosdel tricono, consiguiéndose una mayor duración delmismo.
Si el caudal es excesivo, se puede producir un ta-ponamiento de los pasos de aire en los rodamientosy un fallo prematuro de los mismos, así como unapelmazamiento del polvo que puede impedir su fácilevacuación.
Cuando se emplean compresores de paletas se havisto que la vida de los triconos aumenta significati-vamente, debido a que el aire lleva consigo una pe-queña cantidad de aceite. Por esto, si los compreso-res que montan las perforadoras son de tornillo serecomienda inyectar aceite al aire de barrido.
MEZCLA DEAIRE / AGUA
./ y ACEITE
-TANQUE ACEITEDE 1.000 1.
<1'
IBOMBIITIPO E2B/S5 15C
1
1CAUDAL ACEITE * 6,9 I/h I
Fig.4.15. Sistema de inyección de aceite en unaperforadora rotativa.
82
\."
11. PRACTICA OPERATIVA. VARIABLES DEPERFORACION
\."
Las variables internas que intervienen en la perfora-ción rotativa son:
\."
- Empuje sobre la boca.- Velocidad de rotación.
- Desgaste de la boca.
- Diámetro del barreno, y
- Caudal de aire para la evacuación del detrito.
\."
\."
Las variables externas son las siguientes:
- Características resistentes de la formación rocosa,y
\."
- Eficiencia del operador.\."
11.1. Empuje sobre la boca'"
El empuje aplicado sobre la boca debe ser suficientepara sobrepasar la resistencia a compresión de la roca,pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuroso anormales del tricono.
La velocidad de penetración aumenta proporcio-
"
\."
~I,
','1
"
"
"
"
\."Figura 4.16. Rotura de la roca. Empuje excesivo.
nalmente con el empuje, hasta que se llega a un aga-rrotamiento del tricono contra la roca por efecto delenterramiento de los dientes o insertos, Fig. 4.16, ohasta que por la alta velocidad de penetración yel granvolumen de detritus que se produce no se limpia ade-cuadamente el barreno.
En formaciones duras, un empuje elevado sobre laboca puede producir roturas en los insertos antes depresentarse un agarrotamiento o un defecto de lim-pieza. También, disminuye la vida de los cojinetes,pero no necesariamente la longitud perforada por eltricono.
Cuando se perfora una roca, los triconos puedentrabajar en tres situaciones distintas. Fig.4.17
\."
\."
\."
"
\."
"
zoÜ<tO::~WZWCl.waa<taÜo-.JW>
o EMPUJE
Figura 4.17. Efecto del empuje sobre la velocidad de pene-tración.
a) Empuje insuficienteb) Avance eficiente yc) Enterramiento del útil.
El «empuje mínimo», por debajo del cual una roca noes perforada, puede estimarse con la siguiente ecua-ción:
Em = 28,5 x RC x D
donde:
Em = Empuje mínimo (libras).RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa).D = Diámetro del tricono (pulg).
El «empuje máximo», por encima del que se produceel enterramiento del tricono, se considera que vale eldoble del valor anterior.
EM = 2 x Em
lf
El «empuje límite» que soporta un tricono es funcióndel tamaño de sus cojinetes, que, asu vez, depende deldiámetro del tricono:
EL= 810 X D2
donde:
EL = Empuje límite del tricono (libras).D = Diámetro (pulg).
En laTabla 4.2 se dan los valores límites para triconosde diferentes diámetros.
TABLA 4.2
11.2. Velocidad de rotación
La velocidad de penetración aumenta con la veloci-dad de rotación en una proporción algo menor que launidad, hasta un límite impuesto por la evacuación delos detritus. Fig. 4.18.
zoU«~f-wZWeLWoo«ouo-'w>
VELOCIDAD DE ROTACION
Figura 4.18. Efecto de la velocidad de rotación sobre lavelocidad de penetración.
TABLA 4.3
Las velocidades de rotación varían desde 60 a 120
r/min para los triconos con dientes de acero y 50 a 80r/min para los de insertos de carburo de tungsteno.
En la Tabla 4.3 se indican las velocidades de rotación
adecuadas para diferentes tipos de roca.
83
DIAMETRO DEL EMPUJE LIMITETRICONO (libras)
(pulg) ...
51/8 21.000
61/4 31.000
63/4 37.000
17/8 50.0009 65.000
97/8 79.000
121/4 121.000
TIPO DE VELOCIDAD DEROCA ROTACION(r/min)
Blanda 75 - 160Media 60 - 80Dura 35 - 70
El límite de la velocidad de rotación está fijada por eldesgaste de los cojinetes, que a su vez depende delempuje, de la limpieza del barreno y de la temperatura;y por la rotura de los insertos que es provocada por elimpacto del tricono contra la roca, siendo la intensidadde éste proporcional al cuadrado de la velocidad derotación.
11.3. Desgaste de la boca
Cuando se utilizan triconos de dientes, la velocidad
de penetración disminuye considerablemente con-forme aumenta el desgaste de la boca.
La Fig. 4.19, muestra cómo para un tricono a mitadde uso, la velocidad de penetración puede reducirse deun 50 a un 75% con respecto a la obtenida con untricono nuevo.
Z 1,0-oé3<ta::
t;J 0,8ZWCLWoo 0,6<toé3o...JW> 0,4
0,2
° 50 100DESGASTEDE LA BOCA(%)
Figura 4.19. Efecto del desgaste de la boca sobre la veloci-dad de penetración.
11.4. Diámetro de perforación
La Fig. 4.20 refleja cómo la velocidad de penetraciónopten ida con empuje y velocidad de rotación cons-tantes es proporcional al inverso del diámetT"o de per-foración al cuadrado.
11.5. Caudal de aire
Cuando la perforación se efectúa con menos aireque el necesario para limpiar con efectividad el ba-rreno, se producen los siguientes efectos negativos:
- Disminución de la velocidad de penetración.
- Aumento del empuje necesario para perforar.
- Incremento de las averías de la perforadora, de-bido al mayor par necesario para hacer girar eltricono.
84
"-
- Aumento del desgaste en el estabilizador, en labarra y en el tricono.
"-
zoé3<ta::f-wZwCLwoo<toL>o...JW>
'--
V'" 1/02 "-
'--
AREA DEL BARRENO (m2)
'--
Figura 4.20. Variación de la velocidad de penetración con eldiámetro.
-~
11.6. '--Criterios de selección de perforadoras
Una vez determinado el diámetro de perforación autilizar, que depende de:
'--
- Producción requerida.
- Tamaño y número de equiposporte.
- Altura de banco.
- Limitaciones ambientales del entorno y
- Costes de operación.
'--de carga y trans-
',,-
"-
y teniendo en cuenta las propiedades geomecánicasde la roca a perforar, se determinarán:
'-- Las características de la perforadora.
- El tipo de tricono.
- El varillaje y los accesorios. "-
El diseño adecuado de una perforadora requiere laconsideración de la potencia de rotación necesariapara hacer girar el tricono y el medio adecuado deevacuación de los detritus.
'--
'-
A. Potencia de rotación
'--
La potencia de rotación requerida es igual al pro-ducto del par necesario para hacer girar el tricono porla velocidad de rotación. "-
N x Trr
HPr = 5.250'--
'-
./
donde:
./ HP, = Potencia de rotación (HP).N, = Velocidad de rotación (r/min)T, = Par de rotación (lb-pies).
./ El par de rotación aumenta con el empuje sobre eltricono y la profundidad del barreno. Normalmente, lasperforadoras se diseñan con una capacidad de parcomprendida entre 10 y 20 libras/pie por libra de em-puje.
Cuando no se conoce el par necesario, la potenciade rotación se puede calcular a partir de la siguienteexpresión:
./
./
./ HP, = K x N, x D 2,5 X E1.5
donde:
./HP, = Potencia de rotación (HP).N, = Velocidad de rotación (r/min)D = Diámetro de perforación (pulg)E = Empuje (miles de libras por pulgada de
diámetro ).Constante de la formación (Tabla 4.4).
./
K./
TABLA 4.4./
./
./
./
./
./
11: 14,
~UJ..., 12.::;¡Cl.~:¡;UJ10.UJo<t 8ÜZ~ 6oCl.
4
",,'...-
/'
./
.>j'
./
DURO
./ 2
O1I ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~'
DIAMETRO DE BARRENO (pulg.)10
./
En la Fig. 4,21 se representa la energía de perfora-ción por unidad de volumen en función de la resis-tencia a compresión de la roca.
_9"",~oe 8
.~"b 7::;zw:¡¡; 6.:3o>w 5,oo<:(e 4.2:J'"~ 3.
<:('"'" 2.w2W
1o 20 30 40 50 60 7b 80 90 100 110
RESISTENCIA A COMPRESION (lO' Ib/pulg')
10
Figura 4.21. Energía de perforación en función de la resis-tencia a compresión.
B. Empuje necesario
La potencia necesaria para el empuje es pequeñacomparada con la de rotación. Fig.4.22,
Además, el empujesobre el tricono, como se ha vistoanterCormente, depende del diámetro y de la resisten-cia a compresión de la roca. Fig. 4,23.
La capacidad de empuje de la máquina se reco-mienda que sea un 30% mayor que el empuje máximode trabajo.
Una vez conocido este parámetro de diseño, se ten-drá definido el peso de la máquina, ya que el empujesuele ser el 50 % del peso en trabajo, disponiendo de un10 a un 15% de reserva para asegurar la estabilidad delequipo durante la operación y los desplazamientos.
íl:150~~
Z2120u~fE90
O11 12 13 14 15 16 17 18
DIAMETRO DE BARRENO (pulg,)10
Figura 4,22, Comparación de las potencias de rotación y empuje para diversos tipos de roca,./
./85
RESISTENCIA A CONSTANTE
ROCA COMPRESION (MPa) K
Muy blanda- 14.10 - 5
Blanda - 12.10 - 5
Medio-blanda 17,5 10.10-5
Media 56,0 8.10 - 5
Dua 210,0 6.10 - 5
Muy dura 476,0 4.10 - 5
140
120
Q.~ 100
UJ
:580el.:¡:UJ 60
40
20
o10 14 15 16 17 18 19
DIAMETRO DE BARRENO (pulg)
12 1311
Figura 4.23. Empuje sobre la boca en función del diámetro ydel tipo de roca (1 kip = 4,448 kN).
C. Compresor
Los compresores que se utilizan en la actualidad sonbásicamente de dos tipos: de paletas y de tornillo. Elrango de capacidades va desde los 7 a los 70 m J/min
aproximadamente. Tanto el tamaño de estos equiposcomo el tipo son opcionales en la mayoría de los casos.
Los compresores de tornillo trabajan a una presióngeneralmente superior a los de paletas, tienen un di-seño más simple y compacto que los otros y unamayor disponibilidad mecánica.
D. Tipo de tricono
Uno de los aspectos más importantes de la perfora-ción rotativa es la elección adecuada del tricono, ya
que en caso contrario se tendrá:
- Velocidad de penetración menor que la óptima.
- Reducida duración del tricono y, por lo tanto, uncoste por metro perforado mayor.
12. VELOCIDAD DE PENETRACION!fi'
La velocidad de penetración depende de muchosfactores externos: características geológicas, propie-dades físicas de las rocas, distribución de tensiones yestructura interna. Esto hace que la determinación dela velocidad de penetración durante el desarrollo de unproyecto sea una tarea difícil para el ingeniero proyec-tista, pero necesaria ya que la decisión que se tome va aincidir decisivamente en el resto de las operaciones.
Existen dos procedimientos para la determinaciónde la velocidad de penetración:
1. Recogida de muestras representativas y realiza-ción de ensayos a escala por las casas fabricantes detriconos. Estas emiten un informe en el que se indican:
86
"- Tipo de tricono recomendado.
- Empuje y velocidad de rotación aconsejadas.
- Velocidad de penetración estimada y
- Duración prevista del tricono.
"
"La fiabilidad de los resultados depende de la repre-
sentatividad de las muestras enviadas y, en general,son conservadores a efectos de cálculo de produccióny costes, pues en las pruebas no se tiene en cuenta elefecto de las discontinuidades y el relleno de éstas.
".
2. Cálculo de la velocidad de penetración a partir dela resistencia a compresión simple de la roca.
Este procedimiento se basa en la utilización de fór-mulas empíricas propuestas por diversos investiga-dores.
"
"
12.1. Ensayos sobre muestras\..
Existen dos procedimientos conocidos por «Micro-bit» e <dndenter Test».
El primero, es el más antiguo y viene siendo utilizadodesde la década de los años 50. Se basa en la perfora-
ción de la probeta con una microboca de 11/4" (32 mm)de diámetro sometida a un peso de 200 lb Y 60 r/min.
\..
\..
"
"
"
"
Foto 4.2. Ensayo Microbit.
Cada ensayo consiste en la perforación de un taladrode 3/32" (2,4 mm) y registro del tiempo de perforacióncada 1/32" (0,8 mm). Después de cada perforación laboca se calibra y se controla el desgaste.
Los resultados obtenidos se correlacionan con los
datos reales, Fig. 4.24, Y se estima la vida del tricono.El sistema da buenos resultados en formaciones
blandas y medias, que pueden ser perforadas con tri-conos de dientes, pero en formaciones duras, donde sehace necesario el empleo de bocas de insertos de car-buro, se obtienen velocidades de penetración muy ba-jas y duraciones de triconos reducidas.
En el segundo ensayo, se utiliza un diente de carburode tungsteno de forma semiesférica que se aplica so-
/
/
bre la muestra con presiones crecientes e incrementosde 500 lb, hasta un máximo de 5.000 - 6.000 lb. Foto 4.3,determinándose el denominado esfuerzo umbral «Eu'"
El empuje que es necesario aplicar sobre el triconovale:
/E = Eu x le
/
/
':Jgl~g
B,co A - MARMOL
ARENISCA40.0 CALIZA
YESO
B- DOLOMIA
PIZARRA DURA
C- GRANITOCUARCITA /Vil/
a 20.0:,.c-;;;~ 10.0a. 9.0- 8.0
Z 7.0o ~OU '.0~ 4.0f--w '.0zwa. 20o«oU 10 9o 0.9 .-' O., ,.W 07> O.,
O,04
,o '.
7/10. 'o'
-SJt/ I B
/O,. .
/O.,
~ v<J'.
iml~/ I
10 , 4 , '7" 2 , 4 , , 7' 910.000
, 4 , , 7 89 221000100
EMPUJE (Libras x 1.000 I pulgada de diametra)
/Figura 4.24. Determinación de la velocidad de penetración a
partir de ensayos Microbit.
/
/
/
/
/
/
Foto 4.3. Ensayo Indenter Test.
/
donde:
/E = Empuje.Eu = Esfuerzo umbral.le = Número de insertos del tricono que en un
instante dado están en contacto con la roca./
/
Pero «le" suele representar un 8% del número total«C¡" de insertos del tricono, convirtiéndose la expre-sión anterior en:
E - 0,08 x Eu x C¡
La velocidad de penetración vendrá dada por:
VP = Nr x P
donde:
VP = Velocidad de penetración.
Nr - Revoluciones por minuto.p = Avance del tricono por cada revolución.
Además, el avance del tricono en una revolución «p"debe ser proporcional a la penetración «p'" obtenidaen el ensayo:
p = K x p'
donde «K" es una constante que engloba aquellascondiciones reales que el ensayo de perforabiJidadno reproduce.
La fórmula dela velocidad de penetración queda dela forma siguiente:
x E = K x N (~ )u 'EuVP = K x N, p' = K x N, (t)(
E
) ('
) (E
)x = K' x N x L x -O,08xC¡ 'Eu , Ci
Esta ecuación permite calcular la velocidad de pene-tración a partir de un conjunto de parámetros conoci-dos.
Como en la mayoría de los casos los triconos sedesechan por fallo de alguno de los cojinetes, puedenestimarse sus vidas útiles en metros sin más que multi-plicar la velocidad de penetración por el número dehoras de duración de los cojinetes.
'12.2. Fórmulas empíricas de estimación de lavelocidad de penetración
Este procedimiento es de una gran sencillez y estábasado en fórmulas empíricas determinadas por ensa-yos de campo. En general, tienen en cuenta las si-guientes variables:
-'- Diámetro de perforación.
- Empuje sobre el tricono.
- Velocidad de rotación, y
- Resistencia a compresión simple.
La variable desconocida es la Resistencia a Compre-sión, cuyo valor es fácilmente estimado mediante unensayo de laboratorio o de campo, a partir de la Resis-tencia Bajo Carga Puntual.
87
En 1967, después de un trabajo de investigaciónrealizado en explotaciones de mineral de hierro enCanadá, A. Bauer y P. Calder propusieron la siguienteexpresión:
EVP = K x log RClog E3 -
12
donde:
VP = Velocidad de penetración (pies/hora).K = Factor que depende de la roca yvaría entre 1,4Y
1,75 para rocas con resistencia a compresióncomprendidas entre 15.000 y 50.000 libras porpulgada cuadrada.
E = Empuje (libras por pulgada de diámetro).RC = Resistencia a compresión (libras por pulgada
cuadrada).
En 1971, Bauer modificó la fórmula introduciendootra variable, como es la velocidad de rotación:
VP =r61 - 28 10g10 RC ]x ~ x ~~ O 300
donde:
Velocidad de penetración (pies/hora).
Resistencia a compresión (miles de libras porpulgada cuadrada).
~ = Empuje unitario (miles de libras por pulgada deO diámetro).
N, = Velocidad de rotación (r/min).
VP =
RC -
Esta fórmula da buenos resultados en el rango deresistencias a compresión citado.
En la Fig. 4.25, se da un nomograma para el cálculode la velocidad de penetración en función de la resis-tencia a compresión.
70
! 601'i '"'"f-::i50~~o;g 40¡:¡g'">
30
20
45678'0 234567
RESISTENCIA A COMPRESION liÓ' Lb/p,'o')
Figura 4.25. Estimación de la Velocidad de Penetración apartir de la Resistencia a Compresión (Bauer y Calder).
88
R. Praillet en 1978 dedujo la siguiente fórmula empí-rica:
VP =63,9 x E x N,
RC2 X 0°,9
donde:
VP = Velocidad de penetración (m/h).E = Empuje (kg).N, = Velocidad de rotación (r/min ).RC = Resistencia a compresión de la roca
(MPa).O = Diámetro del tricono (mm).
Esta fórmula tiene una mayor fiabilidad en todos losrangos de resistencias de las rocas, y permite calcularen una operación en marcha el valor de RC.
Por último, las casas fabricantes de triconos hanconstruido ábacos muy sencillos donde en función delempuje sobre el tricono y la resistencia a compresiónde la roca, se calcula la velocidad de penetraciónpara una velocidad de rotación constante de 60r/min. Fig. 4.26.
Eci"o<!)
E~"-'"'"ii
zoU<!a::f-wzw"-o<!o.u3w>
IDO 8 1000 2 4 6 8 '0000
EMPUJE POR UNIDAD DE DIAMETRO (Ubras/pulgada)
Figura 4.26. Nomograma de Velocidades de Penetración.
12.3. Velocidad media de perforación
Una vez determinada la velocidad de penetración, es
preciso estimar cuál será la velocidad media resultanteal incluir los tiempos muertos y la disponibilidad me-
/'00
8
6/ /
4 ,'«)'
4j / /v'" 00 -'1
"',,"J 00 J2 <,; o "o; '1
ll' ",'" oo V-" :f "V ";j 00 f:
/,o
00 .. [-o/8 , Qc<t ....0 00 - ¿;6
"r-., $.fl/ / l1J"....0 ...."/ f h4
I '/ (f !-,]"RESISTENCIAA í VCOMPRESION
2
, o .
../
cánica de los equipos que se supone del 80%. Se cal-cula mediante la expresión:
--'VM = 2 x VpO.65
"../ donde:
VM = Velocidad media de perforación (m/h)../ VP = Velocidad de penetración (m/h).
Otra forma más exacta de calcular "VM" es teniendo
./ en cuenta los tiempos individuales no productivos,comentados anteriormente en el capítulo de perfora-ción rotopercutiva.
./
" 13../
CALCULO DEL COSTE DE PERFORACION
El coste de perforación por metro perforado se cal-" cula con la siguiente fórmula:./
C - CA + CI + CM + Ca + CE + CL CT- + BVM
./
donde:
../ Costes Indirectos
CA = Amortización (PTA/h)."
Cl = Intereses y seguros (PTA/h).../
Costes Directos
./ CM = Mantenimiento (PTA/h).Ca = Mano de obra (PTA/h).
" CE = Energía (PTA/h).CL = Engrase y lubricación (PTA/h).
./ CB = Boca, estabilizador y barra (PTA/m).VM = Velocidad de perforación media (m/h).
"./
" 13.1. Amortización
La vida operativa de estas máquinas se puede esti-mar entre 50.000 y 100.000 h para las perforadoras
" eléctricas y de 16.000 a 30.000 h para las unida~es./ diesel-hidráulicas sobre camión. Para calcular el coste
de amortización se divide el precio de adquisiciónmenos el valor residual por el número de horas pre-
" visto../
../
CA = Precio de adquisición - Valor residualHoras de vida./
./13.2. Intereses, seguros e impuestos.
La mayor parte de la maquinaria se compra con di-nero prestado y por tanto deben tenerse en cuenta
./ los intereses, además de los costes de seguros e im-
./
puestos que el equipo origina. Para calcularlos seemplea la fórmula:
N + 1 .d ..", o/
(1 S- x PrecIo a qUlslclon x /0 ntereses+ e-2N guros+lmpuestos)
Cl =Horas de trabajo al año
N = número de años de vida.
13.3. Mantenimiento
Representa los costes de reparación de averías y elmantenimiento preventivo. Se puede estimar multi-plicando el precio de la máquina por 5 x 10- 5 enperforadoras eléctricas o por 6 x 10-5 en las unida-des diese!.
13.4. Mano de obra
Corresponde al coste horario del perforista, inclu-yendo cargas sociales, vacaciones, etc., y también eldel ayudante en los casos en que se precise.
13.5. Energía
Este coste puede ser de energía eléctrica o diesel, yse calcula a partir de las especificaciones de los mo-tores.
13.6. Aceites y grasas
Se determina a partir de los datos suministrados porel fabricante, referidos a cambios de aceite, sistemashidráulicos y capacidades de los cárteres o depósi-tos. Suele estimarse entre un 15 y un 20% del costede energía.
13.7. Velocidad media.Se determina de acuerdo con lo expuesto en el epí-
grafe 12 de este capítulo.
13.8. Boca, estabilizador y barra
Constituye una de las partidas críticas, debido por unlado a la falta de información previa de los técnicos ypor otro a su importancia, ya que su peso sobre el costedel metro perforado oscila entre el15 y e140% del costetotal, según la dureza de la roca.
La duración de un tricono se puede estimar a partirde la ecuación:
28.140 X 01,55 xE-1,67VIDA (m) = x 3 x VP
Nr
89
donde:
D = Diámetro (pulg).E = Empuje sobre la boca (miles de libras).N, = Velocidad de rotación (r/min).VP = Velocidad de penetración (m/h).
Las barras y estabilizadores suelen tener Úna vidamedia de 30.000 y 11.000 m, respectivamente.
13.9. Ejemplo de aplicación
En una explotación minera se dispone de unaperforadora eléctrica con un empuje útil de 70.000 lbque perfora una roca con una resistencia a compre-sión de 75 MPa con un diámetro de 9" (229 mm). Losdatos reales de operación son:
Empuje sobre la boca: 39.000 librasVelocidad de penetración: 34 m/hVelocidad de rotación: 60 rlmin
El precio de adquisición del equipo es de 185MPTA,Y se desea calcularel coste por metro linealperforado.
Las partidas que constituyen el coste total son:
185.000.000 PTA = 3.700 PTA/h (sin valorCA = 50.000 h residual)
BIBLlOGRAFIA
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ción a Percusión mediante Ensayo de Laboratorio sobreMuestras de Roca». Tesis Doctoral E.T.S. Ingenieros deMinas de Madrid. 1984.
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- MANRUBIA, F., et al.: «Criterios para la Selección de unaPerforadora de Rocas». Industria' Minera. 1986.
90
'-
1; x 185 x 106 PTA x 0,2
CI = 4.300 h = 4.660 PTA/h
CM = 185 X 106 x 5 X 10-5 = 9.250 PTA/hCo = 2.600 PTA/hCE = 185 kW Ih x10 PTA/kW = 1.850 PTA/hCL = 0,2 X CE = 370 PTA/hCostes Indirectos = CA + CI = 8.360 PTA/h
"--
"--
"--
Costes Directos = CM + Co + CE + CL =14.070 PTA/h
VM = 2 x 34°.65 = 19,8 m/h '--
28 140x91.55X39~ 1,67Vida tricono ~ . x 3x 34=3.174 m
60 '-.
- 525.000 = 165,4 PTA/m (Tricono)CBl - 3.174
\....
C = 315.000 = 28,6 PTA/m (Estabilizador)B2 11.000
"-.
C = 350.000 = 11 6 PTA/m (Barra)B3 30.000 '
CB = CBl + CB2 + CB3 = 206 PTA/m "-.
8.360 +14.070 + 206 = 1.339 PTA/mCT 19,8 \....
'--
'--
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conos». Potencia. Marzo 1985.- MORELL, R. J.: «Mining Engineering Handbook - Drilling
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- WILLlAMSON, T. N.: «Surface Mining - Rotary Drilling».AIME. 1968.
'-.
"-
'--
'--
/
Capítulo 5/
/
TRICONOS/
/
/ 1. TRICONOS rocosas blandas o de poca resistencia, pero, en la ac-tualidad, estos útiles han permitido a la perforaciónrotativa competir con otros métodos empleados enrocas duras.
El trabajo de un tricono se basa en la combinación dedos acciones:
- Indentación:Los dientes o insertos del tricono penetran en laroca debido al empuje sobre la boca. Este meca-nismo equivale a la trituración de la roca.
Aunque la aparición de los triconos como herra-/ mienta de perforación se remonta al año 1910, puede
decirse que hasta el desarrollo de los equipos rotativosen la década de los 60 no se logró un perfecciona-
/ miento en el diseño y fabricación de este tipo de bocasque hiciera su utilización masiva en minería.
En un principio, sólo eran aplicables en formaciones/
BOTON OE EMPUJE
TUBO DE AIRE
(FILTRO AIRE DEL COJINETE)
/
CANAL DE ASCENSIONDEL DETRITUS
/
/
BOQUILLAREEMPLAZABLE
/
ENTRADA DE AIREA LOS COJINETES
/PROTECCIONESDE LA PATA
VALVULA DERETENCION
/
"" FALDON
/RODAMIENTODE RODILLOS
TACON DE PROTECCIONDEL CONO
/INSERTOS DE PRO-TECCION DEL FALDON
INSERTO DE LA FILA "D""/
INSERTO DE LA FILA "c"
RODAMIENTO DE BOLAS
"./
"/ Figura 5.1. Esquema de trícono (Smith-Gruner).
"/
91
- Corte:
Los fragmentos de roca se forman debido al mo-
vimiento lateral de desgarre de los conos al girarsobre el fondo del barreno.
La acción de corte sólo se produce, como tal, enrocas blandas, ya que en realidad es una complejacombinación de trituración y cizalladura debido al mo-vimiento del tricono.
2. ELEMENTOS CONSTITUTIVOS Y CRITERIOS DEDISEÑO
Los elementos constitutivos de un tricono y, conse-cuentemente, de diseño son: los conos, los rodamien-tos y el cuerpo del tricono.
2.1. Conos
Los parámetros de diseño de los conos son los quese exponen a continuación.
2.1.1. Angula del eje del cono
Uno de los aspectos más importantes que se tieneen cuenta en el diseño de un tricono, es el ánguloque forman los ejes de los conos con la horizontal.Este ángulo determina el diámetro del cono dentadode acuerdo con el diámetro del barreno. Si aumentael ángulo el diámetro del cono debe disminuir y recí-procamente. Fig. 5.2.
"'lf
1
,1
~~\
\
\
-j
Figura 5.2. Angula del eje del cono.
92
En la Fig. 5.3, se observan los parámetros geométri-cos que caracterizan ~adisposición de los conos den-tados para dos tipos de roca diferentes.
ROCA BLANDA ROCA DURA
I
~ CJE DE ROTA",O'-/ TR,CONO ~I
I !15"l\1f¡ UNEA HOR>zO'TAC
""OR - o,M.,OR- oMAYOR-d
MAYOR- coME'OR- oM"OR- d
'----.
° "ANGOeO OEe eo,o
O,""Goeo O" E" O" eo,od . O>AMETRO OEe eo,o
, . SA""TE O" eo,o
Figura 5.3. Angulos del eje del cono en dos tipos de roca.
El avance del tricono en el fondo del barreno lo
regula en gran parte el tamaño y forma de los conos, esdecir el perfil del mismo.
2.1.2. Descentramiento
Otro factor a tener en cuenta en el diseño es el des-
centramiento u «offset» de los ejes de rotación de losconos. Fig. 5.4.
DIRECCION
DE ROTACION
~
Figura 5.4. Descentramiento (Hughes Tool Co.).
En el caso de rocas du ras, este descentramiento es
prácticamente nulo, con lo que el arranque de la rocase efectúa por trituración al sufrir los conos un movi-miento de rodadura perfecta. En rocas blandas setiende a que el descentramiento sea mayor, obtenién-dose así la rotura de la roca por desgarre o ripado, yaque los conos experimentan un movimiento de desli-zamiento junto con el de rotación. En rocas de tipomedio se combinan por igual ambos efectos de rota-ción y deslizamiento, obteniendo el arranque de la rocapor trituración y desgarre.
\
2.1.3. Angula del cono
El angula del cono es inversamente proporcional alangula del eje del cono, de forma que cuando ésteaumenta el angula del cono debe disminuir para evitarlas interferencias entre los conos. Fig. 5.5.
---
,,- ~ r---L CONOANGULO DEL CONO
Figura 5.5. Angula del cono, longitud de diente y espesor del cono (Smith-Gruner).
2.1.4. Longitud de los dientes
En un tricono de dientes la longitudde éstos estádefinida por la profundidad de la fresa en el cono. Si eltricono es de insertos, la longitud vendrá dada por laparte visible de los botones de metal duro. Fig. 5.5.
2.1.5. Espesor del cono, .Se debe disponer de un espesor mínimo""paraase-
gurar la resistencia estructural del cono. El espesorestá determinado por el tamaño de los cojinetes, por laprofundidad de la fresa en los triconos de dientes y porla profundidad de encastramiento en los de botones.Fig.5.5.
2.2. Rodamientos
Los tipos de rodamientos empleados en los triconosson los siguientes:
- Bolas y rodillos.- Rodamientos planos con lubricación.
La pista de rodillos aguanta la mayor parte de lacarga radial en el cono, mientras que los cojinetes lohacen en una pequeña parte.
La superficie de empuje perpendicular al pasadorguía y al botón de empuje está diseñada para soportarcargas hacia el exterior. La pista de bolas mantiene elcono en funcionamiento y soporta el empuje hacia elinterior. Cuando otras partes del cojinete están desgas-tadas, la pista de bolas también soportará algunas car-gas radiales y excéntricas.
En los triconos de perforación de barrenos un por-centaje elevado de aire se desvía a través de los coji-netes con objeto de refrigerar y limpiar los elementosdel mismo. La adición de aceite a la tubería de airecomprimido contribuye a mejorar la vida de los cojine-tes y, por tanto, disminuye el coste de perforación.
2.3. Cuerpo del tricono
El cuerpo del tricono se compone de tres partes idén-ticas que se denominan global mente cabeza. Cadacabeza contiene un cojinete integral sobre el que seinserta el cono y también los conductos a través de loscuales circula el fluido de barrido para limpiar los detri-tus de perforación del fondo de los barrenos.
93
Una de las tareas del cuerpo del tricono es la de diri-gir el fluido de barrido hacia donde la limpieza sea másefectiva.
Los triconos actuales son de chorro (jet) que impul-san el aire entre los conos directamente al fondo del
barreno, debiendo suministrar los compresores el sufi-ciente caudal y presión para limpiar tanto el fondo delbarreno como los conos.
Mediante soldadura controlada por ordenador seunen las tres cabezas en una unidad y después semecaniza la rosca donde se inserta la tubería.
La rosca transmite al tricono los esfuerzos de torsión
y los axiales producidos por la perforadora a través delas tuberías.
3. METALURGIA DE LOS MATERIALES DELTRICONO
Uno de los éxitos conseguidos en la fabricación delos triconos ha sido el empleo de aleaciones especiales
diferentes para cada uno de los elementos que loconstituyen. Tabla 5.1.
4. TIPOS DE TRICONOS
Existen dos tipos de triconos:
- De dientes.
- De insertos.
Los triconos de dientes tienen la ventaja de su bajocoste, pues valen la quinta parte que uno de insertos.Sin embargo, las ventajas de los de insertos son:
- Mantienen la velocidad de penetración durante lavida del tricono.
- Requieren menos empuje para conseguir una velo-cidad de penetración.
- Precisan menos par, y así disminuyen las tensionessobre los motores de rotación.
TABLA 5.1
94
TIPO DEELEMENTOS DEL TRICONO PROPIEDADES REQUERIDAS ACERO
Cono Resistencia al impacto y a la abrasión Carbono, manganeso,níquel y molibdeno
Cabezas Resistencia a la fatiga. Carbono, manganeso,Alta resistencia al impacto. Sol dable cromo y molibdeno
Cojinetes de rodillos Alta resistencia al impacto Carbono, manganeso,y bolas níquel, cromo
y molibdeno
Pasadores y buje guía Resistencia al desgaste Cromo, carbono,níquel, manganeso
.> , y silicio
Botón de empuje Resistencia al desgaste Carbono, wolframio,.. .; cromo, molibdeno'- "y vanadio
Superficie de cojinetes Resistencia al desgaste Cobalto, cromo,carbono, wolframioy níquel
Dientes Resistencia a la abrasión elevada Wolframio, carbono
Insertos Resistencia a la abrasión elevada. Wolframio, carbonoResistencia al impacto y cobalto
./- Reducen las vibraciones, produciendo menos fati-
gas en la perforadora y en el varillaje.
./ - Disminuye el desgaste sobre el estabilizador y labarra porque los insertos de carburo mantienen eldiámetro del tricono mejor que los de dientes.
./ - Producen menos pérdidas de tiempo por cambiode bocas y menores daños a las roscas.
./ 5. SELECCION DEL TIPO DE TRICONO
./
En la selección del tipo de tricono influyen funda-mentalmente la resistencia a compresión de la roca ysu dureza. Normalmente,los usuarios envían muestras
./ a las compañías fabricantes de triconos para que ase-soren sobre el tipo de boca a utilizar, velocidades depenetración probables y duración en metros.
./
./
./
./
./
./
./
Foto 5.1. Tricono de dientes para formación blanda (HughesTool Col.
./
./
./
./
./
./
5.1. Triconos de dientes
Los triconos de dientes se clasifican en tres catego-rías, según el tipo de formación rocosa: blanda, mediay dura.
A. Formaciones blandas
Los triconos para formaciones blandas tienen roda-mientas pequeños compatibles con los dientes largosy los pequeños empujes sobre la boca que son nece-sarios. Los dientes están separados y los conos tienenun descentramiento grande para producir un efecto dedesgarre elevado. Foto 5.1.
B. Formaciones medias
Los triconos para estas formaciones tienen cojinetesde tamaño medio, de acuerdo a los empujes necesa-
Foto 5.2. Tricono de dientes para formación media (HughesTool Col.
Foto 5.3. Tricono para formaciones duras (Hughes Tool Col.
95
TABLA 5.2. CLASIFICACION GENERAL DE TRICONOS DE DIENTES
CARACTERISTICAS
DE DISEÑO
CLASES DE ROCA
ACCION
DE CORTE MARCA Y MODELO' '
Formaciones blandas
Baja resistencia a compre-sión y fácilmente perforables(pizarras, arcillas, calizasblandas-medias).
Formaciones medias
(Pizarras duras, pizarrasarcillosas, calizas duras,areniscas).
Formaciones duras
(Calizas silíceas, dolomías,aren iscas).
rios y el tamaño de los dientes.La longitud de los dientes, espacia miento y descen-
tramiento son menores que en los triconos de forma-ciones blandas. Foto 5.2.
C. Formaciones duras
Los triconos de formaciones duras tienen cojinetes
grandes, dientes cortos, resistentes y muy próxi-mos unos de otros. Los conos tienen muy poco des-centramiento para aumentar el avance por trituración,requiriéndose empujes muy importantes. Foto 5.3.
En la Tabla 5.2. se da una clasificación de los trico-
nos de dientes, su aplicación y sus características decorte.
5.2. Triconos de insertos
Existen cuatro tipos de triconos, que se diferencianen el diseño y tamaño de los insertos, en el espacia"miento de los mismos y en la acción de corte. Fig. 5.6.... En la Tabla 5.3 se especifican los tipos detriconos yacción de corte en función de la clase de rota a perfo-rar.
I1I
Figura 5.6. Clases de insertos según los tipos de triconos.
96
H, HR VH1VQM
TH GRHGRHC
' '
6. EFECTOS DE LOS PARAMETROS DEOPERACION SOBRE LOS TRICONOS ~
Las principales variables de operación en la perfora-ción rotativa son: ~
- El empuje o peso sobre la boca y- La velocidad de rotación.
~
6.1. Efecto del peso sobre los cojinetes
La vida de un cojinete es inversamente proporcional ' '
al cubo del peso ejercido sobre el mismo. Pero, comoen los triconos se emplean elementos de fricción quesufren desgastes y fatigas, esta relación no es válida yse acepta que la duración de un cojinete es inversa- ~
mente proporcional al peso elevado a una potenciaque varía entre 1,8 Y2,8.
~
6.2. Efecto del peso sobre los elementos de corte
El peso excesivo produce la rotura de los insertos y eldesgaste de la estructura de corte en rocas duras.
En formaciones blandas y no abrasivas, la estructurade corte raramente limita la vida del tricono y un em-puje alto no dá lugar a daños, siempre que exista sufi- ~
ciente aire para limpiar el fondo del barreno.
"---
6.3. Efecto de la velocidad de rotación sobre la
vida de los cojinetes ~
La vida de los cojinetes es inversamente proporcio-nal a la velocidad de rotación. ' '
6.4. Efecto de la velocidad de rotación sobre loselementos de corte
En formaciones abrasivas el desgaste de los insertosaumenta con la velocidad de rotación. En formacionesduras, una alta velocidad de rotación produce roturasde los insertos por impacto. ~
' '
'-. ~
SEPARACION I ALTURA I DUREZA
ARRANQUE ARRANQUE
ENTRE DE DE POR POR HUGHES
REED I
SMITH VAREL '-----'
DIENTES DIENTES REVESTIM. TRITURACION DESGARRE
'-----'
V38
I
T8
I GR4 I V3M
IG;C Iv221
'-----'
M I TM
Insertode InsertodeCarburode Carburode
OTungsteno de
OTungstenode
DienteLargo FormaConica
11 IVInsertode InsertodeCarburode Carburode
OTungstenoen TungstenoenFormade Diente OUForma Ovoide o
Cónica
Fotos 5.4, 5.5, 5.6 Y5.7. Tipos de triconos de insertos (Hughes Too! Col.
97
TABLA 5.3. CLASIFICACION GENERAL DE TRICONOS DE INSERTOS
CLASES DE ROCA
Formaciones blandasBaja resistencia acompresión «40 MPa)y alta perforabilidad(talco, pizarra, arcillas,yesos, etc.)
Formaciones mediasy mediodurasLas primeras con re-sistencias entre 40 y 90MPa (calizas, mármo-les, esquistos, fluori-tas, etc.). Las segun-das, con RC entre 90 y170 MPa (dolomías,grauwacas, feldes-patos, granitos, gnel-ses, etc.)
Formaciones durasCon RCentre 170y 230MPa (cuarcitas, piritas,basaltos, taconitas).Mayor abrasividad
Formaciones muydurasCon resistencias su-periores a los 320 MPa(lava, topacio, corin-dón, etc.)
CARACTERISTICAS
DE DISEÑOACCION
DE CORTE
"-MARCA Y MODELO
TIPORESALTE
I
ARRANOUE
I
ARRANOUE
I
DE
DE POR POR TRICONOI HUGHES I REEDINSERTOS TRITURAC, DESGARRE
7. SElECCION DE TOBERAS
Los triconos se diseñan para que una parte del aire,que aproximadamente e'sun 20%, se aproveche para larefrigeración y limpieza de los cojinetes: El resto del,aire pasa a través de unas toberas, con el fin de limpiar
ISlsconos dentados y producir la turbulencia necesariapara iniciar la elevación de los detritus a través del espa-cio anular. Estas toberas disponen de unos diafrag-mas, los cuales pueden cambiarse de posición paraobtener las condiciones adecuadas y conseguir unalimpieza efectiva en el fondo del barreno. También,pueden utilizarse toberas recambiables para el mismofin.
Para el cálculo del diámetro de las toberas, según sedisponga de una sola o de tres, se utilizan las siguien-tes expresiones:
d = Oat 43,34 (Pa + 32,4)
para 1 tobera
d = OaI 130,01 (Pa+32,4)
98
para 3toberas
SMITHTOOL
SECU-RITY
ATLASCOPCO
"-VAREL
HH33M51M52
CS251CS311CS38104JL I OMC9 S8M
'--
I Y 111 HH44HH55
O~L IOMC7
1
M8M
I
CM~1OMCn CM311OMC6 CM381
"-M62M70
"---...
donde:'--
d,OaPa
= Diámetro de la tobera (m m).= Caudal de aire (m 3/min).= Presión de salida del compresor (kPa).
'---
'-
8. EVAlUACION DE lOS TRICONOSGASTADOS
',---
'--Un trabajo irrportante en la utilización efectiva de los
triconos lo constituye el análisis de las bocas gastadas,ya que la identificación de las posibles causas ayudan acorregir los errores de operación y mejorar la selección '--del tipo de tricono. Los fallos de las bocas se producengeneralmente debido a tres causas:
'--- Fallos de los cojinetes.
- Fallos de la estructura de corte yFallos del faldón.
'--
111 I HHn M73 07JL OMCS H8M CH251I'----
HH88 M80 OMCH H10M CH311
-1'--
IVI HH99 I M83 I 09JL I IH10M3 CH381M84 H10M4 '--
'--
Ja) Fallos de los cojinetes
J TABLA 5.4
J
J
./
./
J
Foto 5.8. Rotura de insertos (Hughes Tool Col.'"
J
b) Fallos de la estructura de corte
TABLA 5.5./
./
J
J
c) Fallos del faldón
./ TABLA 5.6
./
../
../
./
../
./
../
Foto 5.9. Desgaste de faldón (Hughes Tool Col.
99./
CAUSAS POSIBLES SOLUCIONES
Velocidad de rotación ex- Reducir la velocidadcesiva de rotación
Tipo de tricono Cambiar a otroinadecuado tipo
Aire insuficiente para Chequear el compresorrefrigerar los cojinetes y el varillaje
Bloqueo del paso del Chequear el conductoaire del aire
Empuje excesivo sobre Reducir el empujeel tricono
CAUSAS POSIBLES SOLUCIONES
Aire insuficiente para limpiar el centro del barreno Aumentar el volumen de aire o disminuir avance
Elección inadecuada del tricono Cambiar al tipo siguiente
Excesiva velocidad de rotación Reducir la rotación
CAUSAS POSIBLES SOLUCIONES
Aire insuficiente para la velocidad de penetración Aumentar volumen de aire o reducir avance.Formaciones diaclasadas y abrasivas Programa para recrecer faldones-Pandeo de la barra
lf'Cambio de la barra
9.\..
EJEMPLO DE SELECCION DE UNTRICONO
3. El empuje que debe proporcionar la perforadorase calcula a partir de la resistencia de la roca y deldiámetro: "
En una explotación se desea perforar con un diá-metro de 9" (229 mm) una roca con una resistencia ala compresión de 30.000 Ib/pulg 2 (206,8 MPa).
30.000 x 9 = 54.000 lb.5
1. El empuje máximo sobre un tricono de 9" vienedado por la expresión:
4. El tipo de tricono viene indicado por el valor en-tero que resulta de dividir la resistencia a compre-sión de la roca, en Ib/pulg,2 por 10.000.
En este ejemplo deben ser del tipo 111,es decir coninsertos de carburo de forma cónica.
EM = 810 X D2 = 810 X 92 = 65.610 lb.
65.610 = 7.290E¡ = g-
lb-.pulg
10. CODIGO IADC (International Association01 Drilling Contractors)
2. El empuje por unidad de diámetro multiplicadopor 5 indica la resistencia a compresión máxima quepuede ser perforada por esa boca al empuje máximo.En este caso se tiene 7.290 x 5 = 36.450 Ib/pulg 2
(251,3 MPa), luego la operación puede realizarse.
- Primer dígito (1 a 8)
Triconos de dientes: 1-X-X.
2-X-X.
3-X-X.
4-X-X.
Triconos de insertos: 5-X-X.
6-X-X.
7-X-X.
8-X-X.
- Segundo dígito (1 a 4)
X-1-X.X-2-XX-3-XX-4-X
- Tercer dígito (1 a 7)
El código IADC es un sistema de designación de lostriconos con el que se especifica el tipo de boca (dedientes o insertos), la formación rocosa para la queestá previsto y alg_unos criterios de diseño del mismo.
Formaciones blandas con baja resistencia a la compresión y alta perforabilidad.
Formaciones de tipo medio y semiduras, con alta resistencia a la compresión.
Formaciones semiduras abrasivas.
(Reservado para usos futuros.)
Formaciones blandas a medias con baja resistencia a la compresión.
Formaciones semiduras con alta resistencia a la compresión.
Formaciones semiduras y abrasivas.
Formaciones muy duras y abrasivas.
Designa la clasificación de dureza de la roca de blanda a duraen cada clase de la serie.
~ .lf
Establece distintas características en relación a rodamientos y diseño espacial de los insertos de la fila exteriorde los conos.
X-X-1
X-X-2.
X-X~3.
X-X-4.
X-X-5.
100
Tricono estándar de rodamientos cilíndricos abiertos.
Tricono estándar de rodamientos cilíndricos abiertos y barrido exclusivamentecon aire.
Tricono estándar de rodamientos cilíndricos abiertos, con insertos especialesde carburo de tungsteno en el tacón exterior de los conos.
Tricono de rodamientos cilíndricos sellados.
Tricono de rodamientos cilíndricos sellados con insertos especiales de car-buro de tungsteno en el tacón exterior de los conos.
X-X-6.
X-X-7.
Tricono de cojinetes de fricción sellados.
Triconos de cojinetes de fricción sellados con insertos especiales de car-buro de tungsteno en el tacón exterior de los conos.
BIBLlOGRAFIA
- ANON.: «Blast Hole Technology - Dresser». MiningEquipment Operation.
~ BREZOVEC,D.: «Expensive Bits Are Cheaper to Use».Coal Age. March 1983.
- COFFMAN,K.W., and CONNORS,J.: «Rolling Cutter BitDevelopment and Application in the Mining Industry».Symposium Materials for the Mining Industry. Colorado,1974.
- DRESSER: «Evaluación de las Bocas Gastadas».- EDELBERG, V.: «Método de Control Estadístico de los
Trépanos Rotary». Reed International.
11/'
- HUGHES TOOL CO.: «Blast Hole Bit Handbook».«Laboratory Tests Prediction Drillability». January, 1982.
- MACCALLUM, H. F., and SANGER, J. G.: «Used Rock BitsTell a Story Bead Them». Reed Mining Tools.
- REED TOOL CO.: «Blast Hole Drilling Technology Hand-book».«Curso de Formación Técnica sobre Perforación de Ba-rrenos».
- VAREL MANUFACTURING CO.: «Design & ApplicationData for Varel Drill Bits».
101
./
Capítulo 6./
./
./
PERFORACION ROTATIVA POR CORTE
./
./ 1. INTRODUCCION
La perforación rotativa por corte tuvo su máximodesarrollo en la década de los años 40 en las minasamericanas de carbón para el barrenado del recubri-miento y del propio mineral. Con la aplicación cre-
./
./
./
./
a) BOCAS BILABIALES
./
~1fld
I
./
./
./
b) BOCAS TRIALETAS y MULTIPLES
./
./
./
./
./
e) BOCA ESCARIADORA
~Figura 6.1. Tipos de bocas para perforación por corte.
./
ciente en cielo abierto de los equipos rotativos contricono, este método ha quedado limitado al campo delas rocas blandas con diámetros generalmente peque-ños o medios, en clara competencia con los sistemasde arranque directo. En trabajos subterráneos ha sidola perforación rotopercutiva la que ha relegado a losequipos rotativos a las rocas de dureza baja a media ypoco abrasivas, potasas, carbón, etc.
La perforación por corte en los barrenos de produc-ción se realiza con bocas cuya estructura dispone deelementos de carburo de .tungsteno u otros materialescomo los diamantes sintéticos policristalinos, que va-rían en su forma y ángulo, pudiéndose distinguir lossiguientes tipos:
a) Bocas bilabiales o de tenedor, en diámetros de 36 a50 mm.
b) Bocas trialetas o multialetas, en diámetros de 50 a115 mm.
c) Bocas de labios reemplazables, con elementosescariadores y perfil de corte escalonado en diá-metros desde 150 mm hasta 400 mm.
2. FUNDAMENTO DE LA PERFORACION PORCORTE
Las acciones de una boca de corte sobre la roca son,según Fish, las siguientes:
1. Deformaciones elásticas por las tensiones debidasa la deflexión angular de la boca y torsión a la quese somete a la misma.
2. Liberación de las tensiones de deformación, conun impacto subsiguiente del elemento de cortesobre la superficie de la roca y conminución deésta.
3. Incremento de tensiones en la zona de contactoboca-roca con desprendimiento de uno o variosfragmentos que una vez evacuados permiten reini-ciar el nuevo ciclo. Fig. 6.2.
103
Las experiencias realizadas por Fairhurst (1964)demuestran que. el empuje y el par de rotación sobrela boca sufren grandes variaciones debido a la natu-raleza discontinua de formación de los detritus. Fig. 6.3.
----(o)
(b)
(e)
Figura 6.2. Secuencia de corte (Fish y Barker, 1956).
N
667
- EMPUJE
n- PAR DE ROTACIONARENISCA DARLEY DALEVELOCIDAD DE CORTE 229 mmJmln1b
150
445 100
<!NO::W::>U- 222 50
Figura 6.3. Curvas de Desplazamiento - Fuerza de una bocade corte.
""
La fuerza de corte es fu nción de la geoni'1;tría de laboca, la resistencia de la roca y la profundidad decorte. Esta fuerza se descompone en dos: una tangen-cial «N,» y otra vertical «E», Fig. 6.4.
DETRITUS
SUPERfiCIE NUEVA
N,
SUPERFICIE ANTIGUA ZJE
- -------------
Figura 6.4. Fuerzas que actúan sobre el útil de corte.
104
'-La fuerza tangencial es la que vence el esfuerzo
resistente de la roca frente a la rotación de la boca. Elpar «T,»,medido en el eje del elemento de perforación,es el producto de la fuerza tangencial por el radio de la "-
boca. El par resistente sobre el área total.de corte,suponiendo que sea una corona circular, viene dadopor: ,
2 3 3
T=- xErO-r¡,3 J.! 2 2
ro - r 1 \...
donde:
T, = Par resistente.J.! - Coeficiente de fricción de la roca.E = Empuje sobre la boca.ro = Radio exterior de la boca.r 1 = Radio interior de la boca.
'-
'-..
Este par resistente es determinado por el mínimopar de la perforadora que permite penetrar la roca.Denominando «re» al radio efectivo de la boca, quese hace igual a
,
"
2 rO3-r¡3r = -x ,
e 3 rO2-r¡2'-..
la ecuación anterior se transforma en
T, = J.! x E x re.
Se deduce que si «J.!»es constante, el par es pro-porcional al empuje que se ejerce sobre el útil de '-..corte. En la realidad, el coeficiente «J.1»no es cons-tante, ya que varía con el espesor de corte y con elpropio empuje.
El índice que determina la penetración en la rocase obtiene por la relación entre la energía consumidapor la perforadora y la energía específica de la roca.La energía total consumida por el equipo es '-..«2¡¡N,T,», siendo «N,» la velocidad de rotación, por loque se obtendrá:
,
,
vp = 2 x ¡¡ x N, x T, - ¡¡ x J.!x E x N,x re
Ev x A, Ev x A,,
donde:
Ev - Energía específica de la roca.A, ,-:- Area de la sección transversal del barreno.
'-
,De esta relación se deduce que la velocidad de pe-
netración para una roca dada y para un diámetro deperforación determinado es linealmente proporcionalal empuje y a la velocidad de rotación, aunque en la 'práctica no es totalmente cierto, ya que como se haindicado el coeficiente de fricción de la roca varía con
el empuje. En la Fig. 6.5 se observa que existe un valor '-..de empuje por debajo del cual no se consigue la velo-cidad de penetración teórica, sino un desgaste exce-sivo, y un valor límite que si se supera produce elagarrotamiento de la boca.
'-
o 025 0,5 'o 75 10 125 In1 1 I I I I
O 6 12 5 19 25 30 mm
DISTANCIA DE CORTE
./
./
PE RFORACION ROTATIVA CON
1 O INYECTORDE AIRE (ABRASIVIDAD (D,3) ,. I INYECTOR DE AGUA (ABRAS IVI DAD )0,3)'
ROTATIVA (VARILLA HELICOIDAL)
ZONA DEPERFORACIONROTATIVA
0.9
J
o<!O>(/)<!Q::CD<!
WO
0.6
0.8
0,7
J
./<!
J<!(.)(J)W
0.5
0.4
J0.3
0.2
J 0.1
o./
@
2,5 m./m,n.
ESCALA DE DUREZA O PERFORABILlDAD
Figura 6.6. Clasificación de las rocas según su perforabilidad y abrasividad (Eimco-Secoma).../
../Zona I
JPerforación rotativa con poco empuje.
. Empuje: 1 a 8 kN.
../
. Velocidad de rotación: 800 - 1.100 r/min.
. Perforación en seco.
./
. Tipos de roca: carbón, patas a, sal, yeso y fosfatoblando.
. Utiles:
- Barrenas espirales.- Bocas bilabiales../
./
rJ. = 11 0° ~ 125°
~ = 75°Y = 0° ~ 14°
. Yelocidades de penetración = 3,5 a 5 m/min.
. Con aire húmedo las velocidades de peKétraciónse multiplican por 1,5 y 2.
./
../ Zona 11
../
. Empuje: 8 a 12 kN,
. Velocidad de rotación: 550 a 800 r/min,
. Perforación con inyección de aire húmedo.
. Tipos de roca: caliza y bauxitas blandas, mineralesde hierro blandos.
./
J
. Bocas de corte:rJ.= 125°
~= 75 - 80°
J
y = 0° a 2°
. Velocidad de penetración: 2 a 3,5 m/min.
Zona 111
. Empuje: 12 a 18 kN.
. Velocidad de rotación: 300 a 550 r/min,
. Perforación con inyección de agua.
. Tipos de roca: bauxitas y calizas medias, esquistossin cuarcitas, yesos duros y fosfatos duros.
. Bocas de corte:
rJ.= 125° - 140°
~= 80°Y = -2° a 6°
" . Velocidades de penetración: 1 a 1,8 m/min.
La potencia de rotación, en Hp, necesaria para ha-cer girar un trépano se calcula con la fórmula si-guiente:
.
HP, = 8,55 x 10- 9 X D2 X N, X E2
donde:
D = Diámetro (mm).N, = Velocidad de rotación (r/min).E = Empuje (kN).
El par de rotación necesario se determina a partirde la expresión:
105
T =, HP251,14N,
donde:
T, = Par de rotación (kN.m).
3. EVACUACION DEL DETRITO
El detrito de perforación se elimina con un fluido debarrido que puede ser aire, en los trabajos a cieloabierto, agua o aire húmedo en los trabajos de interior.
Las ventajas que reporta el empleo de aire coninyección de agua son las siguientes:
~n_~.IE--~ !
T: :0 .~ ; m_- ;- c:=J¡J-: ¡ 1
~.~_m~-'
~ ¡
~>-,
- Facilita la evacuación de detritus y aumenta la ve-locidad de avance.
- Refrigera las bocas de perforación y disminuye losdesgastes.
- Evita el col matado del barreno.
- Elimina el polvo, lo cual es importante en terrenosabrasivos.
Según Eimco-Secoma para la inyección de aire hú-medo se necesita del orden de 1.000 a 1.500 I/min de
aire y por cada perforadora unos 250 cm j/min de agua.En rocas muy blandas de 30 a 40 MPa puede em-
plearse varillaje helicoidal, de paso mayor cuanto másgrande sea la velocidad de penetración, para evacuarel detrito, Fig. 6.7.
Fig. 6.7. Varilla helícoidal y bocas de perforación con distintas configuraciones.
En la Tabla 6.2 se indican, además de las velocida-des típicas de penetración en diferentes tipos de rocas.el sistema de barrido que se emplea comúnmente en laperforación de barrenos.
Como puede observarse, para velocidades de pene-tración por debajo de 3 m/min el flui.do del barrido sueleser el agua, mientras que por encima de esa velocidadse realiza en seco o con aire húmedo.
TABLA 6.2.
'"
4. UTILES DE CORTE
La eficiencia de corte de un útil depende en granmedida del diseño del mismo, de acuerdo con el tipo deroca que se desea perforar. Fig. 6.8.
El ángulo de ataque "Cl» varía generalmente entre110° y 140°, siendo tanto más obtuso cuanto más duraes la roca a perforar, pues de lo contrario se produ-ciría el astillamiento del metal duro. En ocasiones se
llega a diseños con contornos redondeados.
El ángulo del labio de corte «~» varía entre 75° y
106
80° Y el ángulo de corte «y» entre -6° y 14°, siendopositivo en rocas blandas y negativo en rocas duras.
Por último, el ángulo de desahogovale8 = 90° - ~.= y.
Un punto de la boca de corte situado a una distan-cia "r», describe una hélice cuyo ángulo es:
úJ = arctg ( ---E- )2rcr
TIPO DE ROCA VELOCIDAD DE PENETRACION SISTEMA DE BARRIDO(m/min)
.
Yeso duro 1,5 - 2 Agua
Caliza, bauxita 1,5 - 2,5 AguaPizarra 1,5 - 3 Agua o en secoMineral de hierro blando 3-8 Aire húmedo o en seco
Yeso blando 3,5 - 6 Aire húmedo o en seco.<1'
Fosfato, carbón, sal, potasa 3:5 - 10 Aire húmedo o en seco
/
/ zO()<!cr:1-wzWel.Wo
o<!o()O
JW>
PERDIDA DE LlNEALlDADDEBIDA A UN DESGASTEEXCESIVO DE LA ROCA
--"7-r-LIMITE PORAGARROTAMIENTODE LA BOCA
/
/
/
/
EMPUJE APLICADO
/ Figura 6.5. Relación entre el empuje y la velocidad de pene-tración (Fish y Baker, 1956).
'./
La velocidad de rotación está limitada por el cre-
/ ciente desgaste que sufren las bocas al aumentar elnúmero de revoluciones. Además de la propia abrasi-vidad de las rocas, es necesario tener en cuenta que los
./ desga,stes aumentan conforme se aplica un empujemayor y las fuerzas de rozamiento entre la roca y laboca se hacen más grandes.
En la Tabla 6.1 se dan los empujes y velocidades de/ rotación recomendados en función del diámetro de los
barrenos y resistencia a compresión de la roca.Como límites prácticos de la perforación rotativa
/ pueden fijarse dos: la resistencia a la compresión delas rocas, que debe ser menor de 80 MPa, y el conte-nido en sílice, que debe ser inferior al 8%, pues de lo
./ contrario los desgastes serán antieconómicos.Eimco-Secoma ha desarrollado un ensayo para me-
dir la perforabilidad y abrasividad de las rocas. Con-siste en efectuar sobre una muestra de roca un taladro
./ con un empuje y una velocidad de rotación constantes,la boca es de carburo de tungsteno y el barrido conagua.
./
",.
./
./
./
./
../
/
Se obtiene una curva de penetración-tiempo, y apartir de ésta el índice de perforabilidad o dureza ex-presadaen 1/10 mm de avancey midiendo el desgastesufrido por el útil calibrado durante 30 segundos sedetermina la abrasividad en décimas de mm de des-gaste del borde.
Las rocas se clasifican, en función de los dos pará-metros, en cuatro grupos o zonas que permiten definirlos métodos de perforación más adecuados. Fig. 6.6.
Zona I
Zona de dureza muy débil y de poca abrasividad.Dominio de la perforación rotativa en seco, presiónpequeña. .
Zona 11
Zona de dureza débil y poca abrasividad. Dominio de
la perforación rotativa en seco, o con inyección de airea presió.n media.
Zona 111
Zona de dureza media y poca abrasividad. Dominiode la perforación rotativa, empujes grandes con inyec-ción de agua a alta presión. El empuje sobre la barrena
puede llegar hasta 20 kN.
Zona IV
Zona de gran dureza y alta abrasividad. Dominio dela roto-percusión hidráulica.
Los parámetros de perforación que corresponden acada zona, para unos diámetros de perforación com-prendidos entre 30 y 51 mm, son según Secoma lossiguientes:
TABLA 6.1
107
RESISTENCIA A EMPUJE DIAMETRO DEL VELOCIDAD DECOMPRESION UNITARIO BARRENO GIRO
(MPa) (/mm) (mm) (r/min)
< 30 < 140 < 50 > 80030 - 50 140 - 210 > 75 > 100
<50 600 - 800> 75 70 - 100
> 50 > 210 <50 < 600> 75 < 70
,
siendo «p» el avance de la boca en cada giro completo.
ROTACIONDE BOCA -
fi{
°1ORrFICIO PARA
-BARRIDO CONAIRE O AGUA
(o)
Figura 6.8. Anguloscaracterísticosde unútildecorte(FishyBarker, 1956).
Fig.6.9. Trayectoriade un punto de la boca (Fairhurst,1964).
Debido al movimiento de la boca a lo largo de lahélice el ángulo de desahogo efectivo es menor:
¡;=6-OO
En puntos próximos al centro de la b5ca ese án-gulo efectivo es cero, ya que en esas zonas el útilcomprime a la roca, de ahí que en la mayoría de losdiseños exista un espacio libre en la parte centralque permite conseguir mayores velocidades.
A finales de los años 70 la General Electric fabricólos primeros «Diamantes Compactos Policristalinos-PDC», obtenidos a partir de una masa de partfculasmuy finas de diamante sinterizadas bajo presionesextremas, y en forma de plaquitas que se montan sobreunas bases de carburo de tungsteno cementado forma-das a altas presiones y temperaturas. El material com-puesto resultante posee una resistencia a la abrasiónexcepcional con una alta resistencia del carburo detungsteno a los impactos.
108
Los diamantes actuales son estables térmicamentehasta los 1200 DCen ambientes no oxidantes y estándisponibles en tamaños desde los 0,005 hasta 0,18 g(0,025 a 0,9 quilates) con formas de prismas triangula-res, paralelepípedos y cilindros.
--l\r5° ANGULODE CORTE
4 ORIFICIOS ~ X7DE BARRIDO ~I
DIAMETRO76 mm
7 PLAQUIT ASDE DIAMANTES
CANALES DEEVACUACIONDEL DETRITOS
PROTECCION-DE CARBURODE TUNGSTENOO DIAMANTES
SECCIONx-x
Fig. 6.10. Boca de perforación con plaquitas de diamante.
Además de utilizarse en trabajos de exploración ensondeos, las bocas de diamantes se usan en mineríasubterránea de carbón, potasa, sales y yesos para per-forar barrenos de pequeño diámetro, en el rango de 35mm a 110 mm.
En muchos casos las velocidades de penetraciónobtenidas y las vidas de estas bocas son bastantesuperiores a las convencionales.
Foto1. Equipo de perforación rotativa con varillaje helicoidalen una mina de potasa.
BIBLlOGRAFIA
- ATKINS, B. C.: «Drilling Application Successes UsingStratapax Blank Bits in Mining and Construction». Austra-lian Drilling Association Symposium, 1982.
- BERNAOLA, J.: «Perforación Rotativa». II Seminario deIngenieria de Arranque de Rocas con Eiplosivos en Pro-yectos Subterráneos. Fundación Gómez-Pardo, 1987.
- MORALES, V.: «La Selección y el Funcionamiento de losTriconos». Canteras y Explotaciones. Septiembre, 1984.
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- ROBERTS, A.: «Applied Geotechnology». pergamonPress, 1981.
- RODRIGUEZ, L.: «Perforación Hidráulica Rotativa en Pro-yectos Subterráneos». ISeminario de Ingeniería de Arran-que de Rocas con Explosivos en Proyectos Subterráneos.Fundación Gómez-Pardo, 1986.
- TANDANAND, S.: «Principies of Drilling». Mining Engi-neering Handbook. SME. 1973.
109
../
Capítulo 7J
./
METODOS DE PERFORACION y SISTEMAS DE MONTAJEESPECIALES
./
./
./ 1. INTRODUCCION
-"
./ Además de los equipos estándar de perforación,existen en el mercado unidades y sistemas de montajedestinados a aplicaciones especiales o muy concretas.
Entre esos trabajos cabe citar: la perforación de ma-cizos rocosos con recubrimiento de materiales noconsolidados y/o lámina de agua, los equipos de per-foración de pozos y chimeneas, la perforación térmica,la perforación con chorro de agua, etc.
./
"./
./
2. PERFORACION A TRAVES DE RECUBRI-MIENTO"
./
./
Estos métodos de perforación fueron desarrolladospara resolver los problemas que se presentaban alatravesar terrenos pedregosos, macizos poco consoli-dados o alterados, recubrimientos, etc., que exigíanla entubación continua de los barrenos para conse-guir su estabilidad.
Algunas de las aplicaciones que actualmente tienenestos sistemas son:
./
./
"- Perforación para voladuras submarinas.- Perforación para voladuras de macizos con recu-
brimiento sin retirada previa de éste.
-..Anclajes.- Cimentaciones.
- Pozos de agua.- Sondeos de investigación, etc.
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.r
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Los recubrimientos pueden estar formados por le-chos naturales de arcillas, arenas, gravas, etc., asícomo por rellenos de materiales compactados o no,escolleras, pedraplenes, etc.
La perforación puede realizar;se, como se verá acontinuación, con martillo en cabeza o martillo enfondo y consiste en atravesar el recubrimiento almismo tiempo que se lleva a cabo la entubación, paraproseguir después el barrenado en la roca compacta.
Una característica importante de estas técnicas esque el barrido debe ser muyeficaz, pudiendo realizarse
./
./
./
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a través de un adaptador o espiga con circulacióncentral de fluido, o por medio de una cabeza de barridoindependiente o lateral, en cuyo caso la presión delfluido debe ser mayor.
Los dos métodos desarrollados se conocen por OD yODEX.
2.1. Método OD
En este caso la entubación SI:)realiza por percusión yrotación utilizando para ello un tubo exterior de reves-timiento cuyo extremo inferior monta una corona decarburo de tungsteno. Interiormente, se dispone de unvarillaje convencional cuya prolongación se lleva acabo con manguitos independientes de los.de los tu-bos. Tanto los tubos como el var(lIaje se conectan almartillo mediante un adaptador de culata especial quetransfiere la rotación y la percusión a ambos. Fig. 7.1.
n
(~) ADAPTADORDE CULATA
VARillAJE
TUBERIAEXTERIOR
BOCA DEPERFORACION
BOCAEXTERIOR
Figura 7.1. Método 00 (Atlas Capeo).
111
Las operaciones básicas de aplicación del sistemason:
- La tubería de revestimiento con o sin el varillajeinterior atraviesan simultáneamente el recubri-miento.
- La corona externa avanza unos centímetroscuando se alcanza el substrato rocoso.
- Se perfora con el varillaje interior, siempre que enel transcurso de dicha operación no se atraviesenniveles descompuestos o arenosos, en cuyo casose descendería al mismo tiempo la tubería exterior.
- Se extrae el varillaje extensible.
- Se introduce la tubería de plástico para la carga delexplosivo.
- Se extrae la tubería de revestimiento.
Figura 7.2. Operaciones en el sistema OO.
Como entre la tubería exterior y las paredes de lostaladros existe un rozamiento que aumenta con laprofundidad, las perforadoras utilizadas deben dispo-ner de un elevado par de rotación.
Para el barrido de los barrenos, normalmente, se em-plea agua y también aire comprimido con o sin espu-manteo Si la evacuación de los detritus lo exige, el'ba:rrido central puede complementarse con un barrido la-~ffil. if
2.2. Método ODEX(Overburden Drillingwiththe Eccentric)
En este método la entubación se efectúa gracias alas vibraciones de la perforadora y al propio peso de latubería.
El equipo consiste en una boca escariadora excén-trica que ejecuta un taladro de un calibre mayor que eldel tubo exterior que desciende a medida que avanza laperforación. Una vez alcanzada la profundidad pre-vista, la sarta gira en sentido contrario, de modo que laboca escariadora se vuelve concéntrica perdiendodiámetro, pudiendo así extraerse por el interior de la
112
tubería de revestimíento. A continuación, se introduceel varillaje convencional y se continúa la perforación.
TUBERIA DEREVESTIMIENTO
GUlA
BOCAPI LOTO
Figura 7.3. Método OOEX (Atlas Capeo).
Los martillos rotopercutivos utilizados pueden serde cabeza o de fondo. Si se emplea el_de cabeza, lapercusión se transmite a la tubería de revestimientopor medio de un cabezal de golpeo que la hace girar yvibrar. En este caso el barrido puede ser central olateral.
MARTILLO EN CABEZA
AOAPTAOOR OE CULATA
MAMOUITO
CABEZAL OE GOLPEO
VARILLA EXTENSIBLE
TUBERIA OE REVESTIMIENTO
MANOUITO OE ALETAS
Figura 7.4. Método OOEX con martillo en cabeza (AtlasCapeo).
./Si se aplica el martillo en fondo, esta unidad dispone
de un acoplamiento para transmitir la vibración al vari-llaje y el barrido se efectúa a través de la cabeza de
../ rotación. Fig. 7.5.
./
ADAPTADOR
./ UNIDAD DE ROTACION
./
./
~
-c..
_
'
FJ
.
TUBERIA DE PERFORACION
CABEZAL DE SALI DA,--- DE DETRITUS
-~
I
./
MANGUITO DE ALETAS
./
MARTILLO EN FONDO
./ TUBERIA DE REVESTIMIENTO
./ .., GUlA
ESCARIADOR
~JBOCA PILOTO
./
./
Figura 7.5. Método ODEX con martillo en fondo (AtlasCapeo).
./
En ambos métodos el detrito asciende por el anillocircular que queda entre la tubería y el varillaje, sa-liendo por los cabezales.
Como fluido de barrido puede emplearse el aire
./
TABLA 7.1.
./
./
./
./
./
./
.ODEX 90a 1,2 MPaODEX 115-2,15a 1,8 MPa
Por otro lado, en cuanto a las aplicaciones de estosmétodos de perforación, además de la descrita para ba-
./
hasta una profundidad de unos 20 m, a partir de la cualse recomienda la adición de un espumante que permiteaumentar la eficiencia del barrido, la estabilidad de lasparedes, reducir los desgastes e incrementar la veloci-dad de perforación.
Este método presenta numerosas ventajas, aunquealgunos aspectos críticos a estudiar son las dimensio-nes de los tubos de revestimiento, el barrido y el sis-téma de perforación.
Foto 7.1. Boca de Perforación ODEX.
En lo relativo ala selección del equipo a utilizar, éstadependerá fundamentalmente de la profundidad de losbarrenos. En la Tabla 7.1, se da una primera guía de se-lección para ambos métodos de perforación.
rrenos de voladura, en la Tabla 7.2 se indican otras po-sibilidades.
113
PERFORADORASCONMARTillOENFONDOPERFORADORASCON
.. MARTillO ENCABEZACARACTERISTICAS ""
ODEX ODEX ODEX ODEX ODEX ODEX ODEX 0090 115 140 165 215 76 127 72
Diámetro interior mínimo (mm) 90 115 140 165 215 76 127 72Diámetro del barreno escariado (mm) 123 152 187 212 278 96 162 108Profundidad máxima en
recubrimiento (m) 60 100 100 100 100 40 40 40Equipo interior 3"DTH 4"DTH 5"DTH 6"DTH 7-8" DTH R38 R38 R38Tubo de revestimiento Rosca Rosca Soldado Soldado Soldado Rosca Rosca Soldado
soldada soldada soldada soldada
X Adecuado.O Puede usarse.
3. PERFORACION DE POZOS
Para la excavación de pozos de gran longitud y sec-ción, se utilizan estructuras metálicas o jumbos deaccionamiento neumático o hidráulico que van equi-pados con 3 ó 4 brazos e igual número de deslizaderasy perforadoras.
Durante el trabajo estos conjuntos se apoyan en elfondo del pozo y se anclan a los hastiales con unoscilindros hidráulicos horizontales. La columna soporte
central puede girar 360°, y los brazqs que son seme-jantes a los de los jumbos de túneles~ pueden variar suinclinación con respecto a la vertical 'y alargarse si sontelescópicos.
Una vez perforada y cargada cada pega, el conjuntose pliega y eleva hasta una posición s,egura, pasando acontinuación a la operación de desescombro con cu-charas bivalva o retros hidráulicas y cubas, tal como serepresenta en la Fig. 7.6.
lf
Figura 7.6. Equipo completo de excavación de pozos.
114
TABLA 7.2 '-...
'-...
\....
\....
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También, existen diseños de plataformas para el en-sanche de pozos.
4.
\....
PERFORACION DE CHIMENEAS'-
4.1. Plataforma trepadora Alimak '-Este método de excavación de chimeneas y piqueras
se introdujo en 1957, y desde entonces debido a suflexibilidad, economía y velocidad se ha convertido enuno de los más usados del mundo, sobre todo en aque-llos casos donde no existe ningún nivel de accesosuperior.
Estos equipos están constituidos por una jaula, laplataforma de trabajo, los motores de accionamiento,el carril guía y los elementos auxiliares.
En la Fig. 7.7 se representa un ciclo de trabajo com-pleto.
1. PERFORACION y CARGA DEBARRENOS
3. VENTILACION y RIEGO
\....
\....
'-
\....
'-
\....
2. DESCENSO DE LA PLATAFORMAY VOLADURA
\....
\....
'-
\....4. ELEVACION DE LA PLATAFORMA
Y SANEO DEL TECHO
Figura 7.7. Ciclo de trabajo con plataforma Alimak. '-
OOEX 00
90' 115 140 165 215 76 127 72
POZOSde agua O X X X XTerraplenado de carreteras O O O O O O O XPerforación submarina O O XPerforación de barrenos O O X XAnclajes X X X XInyecciones X X X O XProspecciones X X X O X
./La elevación de la plataforma se realiza a través de
un carril guía curvado empleando motores de aire" comprimido, eléctricos o diesel. La fijación del carril a
./ la rocase llevaa cabo con bulonesde anclaje,y tantolas tuberías de aire como de agua necesarias para laperforación, ventilación y el riego se sitúan en el lado
J interno del carril guía para su protección.Durante el trabajo los perforistas se encuentran so-
bre Una plataforma segura, ya que disponen de unacubierta y una barandilla de protección, y para el
./ transporte del personaly materialesse utiliza la jaulaque se encuentra debajo de la plataforma.
En un relevo dos perforistas pueden avanzar de 2,2 a./ 3 m. Los accionamientos de aire Comprimido son ade-
cuados para longitudes inferiores a los 200 m, loseléctricos hasta 800 m y a partir de esas distancias se
./ recomiendan los motores diesel.Las principales ventajas de estos equipos son:
"./
- Pueden usarse para chimeneas de pequeña o granlongitud y con cualquier inclinación.
- Las diferentes secciones y geometrías de las chi-meneas pueden conseguirse cambiando las pla-taformas. Siendo posible excavar secciones desde3 m2 hasta 30 m2. Fig. 7.8.
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,Figura 7.8. Diferentes configuraciones de plataformas.
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- Es posible en una misma obra cambiar la direc-ción e inclinación de las chimeneas mediante eluso de carriles curvos.
- La longitud de las excavaciones puede ser"Prácti-camente ilimitada. La chimenea más larga efec-tuada hasta la actualidad tiene 1.040 m y una incli-nación de 45°.
- Puede emplearse como equipo de producción enalgunos yacimientos aplicando el método «AlimakRaise Mining». Fig. 7.9.
- En el ensanchamiento de chimeneas pilotos para laexcavación de pozos de gran s.ección puede com-plementarse con unidades de perforaciÓn hori-zontal.
- El equipo básico es posible emplearlo en la aper-tura de varias chimeneas simultáneamente.
- En terrenos malos las plataformas pueden utili-
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CARGA YDESIltDNTE DE
EXCAVACIDN PERFORACION CARRILES GUlA.PILOTO HORIZONTAL VOLADURA
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Tr--'UT--~T--:: : : l'" I , ";1
~
il'"i ¡r." t', ":: :~" ,-" 'lo" 'F" ,:-" ,F:: I~" 'c" ,,¡ ,
Figura 7.9. Método de explotación de yacimientos estre-chos e inclinados.
zarse para realizar el sostenimiento con bulonaje,inyección, etc.
- La inversiónes menor que con el sistema RaiseBorer.
- Requiere mano de obra no demasiado especiali-zada.
- La preparación inicial del área de trabajo eS muyreducida.
Foto 7.2. Plataforma Alirhak.
. Por el contrario, algunos inconvenientes que pre-senta son:
115
- El ambiente de trabajo es de escasa calidad.
- La rugosidad de las paredes es grande, lo cualconstituye un inconveniente en las chimeneas deventilación y una ventaja en las piqueras de paso demineral.
- El estado del macizo remanente es peor que elconseguido con el método Raise Boring.
4.2. Jaula Jora
Esta máquina es fabricada por Atlas Copco y seaplica también a la excavación de chimeneas y pique-ras, tanto verticales como inclinadas. La diferencia bá-sica con el equipo anterior es que se precisa la realiza-ción de un barreno piloto de un diámetro entre 75 y 100mm por donde penetra el cable de elevación. Los prin-cipales componentes son la plataforma de trabajo, lajaula de transporte, el mecanismo de elevación y enchimeneas inclinadas el carril guía. Fig. 7.10.
UAULA 5 5OPORTE
'.RODILLOS GUlA 6.MANDO$3. CARRILGUlA 7. VIGADE TECHO4.VIGA DE B.CARRETE DE
TRANSPORTE CABLE9.CABRESTANTE
Figura 7.10. Jaula Jara en chimenea vertical e inclinada(Atlas Capeo).
Durante la perforación, la plataforma se fija a loshastiales de la excavación mediante un sistema debrazos telescópicos. El principal inconveniente de estemétodo, frente al anterior, es la perforación del-bac'rreno piloto, pues del control de su desviación depen-
* derá la longitud de la chimenea. El cam,¡:;,ode aplica-ción práctico y económico se encuentra entre los 30 y".100 m.
En cada pega es necesario desenganchar la jaula delcable de elevación, pues de lo contrario éste último sedañaría durante las voladuras. El barreno central pre-senta las ventajas de servir de hueco de expansión enlos cueles paralelos, con los que se consiguen avancespor disparo de unos 3 a 4 m, y de entrada de aire fresco.
4.3. Método Raise Boring .
Este método, que en los últimos 20 años se ha difun-dido extraordinariamente, consiste en el corte o esca-riada de la roca por un equipo mecánico.
Las ventajas que presenta son:
116
- Alta seguridad del personal y buenas condiciones "-
de trabajo.
- Productividad más elevada que con los métodos.convencionales de arranque con explosivos.""
- Perfil liso de las paredes, con pérdidas por friccióndel aire mínimas en los circuitos de ventilación. \...
- Sobreexcavación inexistente.
- Rendimiento del avance elevado.
- Posibilidad de realizar excavaciones inclinadas, "--
aunque es más adecuado para chimeneas vertica-les.
"-
Los inconvenientes más importantes sbn:
- Inversión muy elevada.- Coste de excavación por metro lineal alto.- Poca flexibilidad al ser las dimensiones y formas de
las chimeneas fijas y no ser posible cambiar dedirección.
- Dificultades en rocas en malas condiciones.
Requiere personal especializado y una preparaciónprevia del lugar de trabajo.
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Figura 7.11. Perforación de una chimenea con Raise BoringEstándar. \..
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Actualmente, operan en el mundo más de 300 unida-des, pudiendo distinguirse los siguientes subsistemasde Raise Boring: estándar, reversible y para huecos/ .ciegos.
a) Raise Boring estándar/
Es el más utilizado y consiste en colocar el equipo enla parte superior de una planta o nivel, o incluso en el
/ exteriorde la mina, para desde ese punto realizar unbarreno piloto descendente que cala en un huecoabierto previamente. A continuación, en el interior se
/ acopla la cabeza escariadora realizando la perforaciónde la chimenea en sentido ascendente.
b) Raise Boring Reversible/
Se realizan las mismas operaciones que en el casoanterior con la diferencia de colocar el equipo en un
/ nivel inferior, e invirtiendo los modos de ejecución delbarreno piloto y chimenea que son ascendentes y des-cendentes respectivamente.
c) Raise Boring para huecos ciegos
Una vez colocado el equipo en una planta inferior, serealiza la excavación en sentido ascendente a plenasección, sin perforar barrenos pilotos.
Los elementos básicos para realizar el trabajo, ade-/ más del equipo en sí que ejerce la rotación y el empuje
desde su punto de instalación, son para el barrenopiloto, el tricono, los estabilizadores de rodillos y las
/ barras de perforación; y para la ejecución del esca-riado, el eje, la base, los cortadores y los alojamientosde éstos. Fig. 7.12.
/
/
BOVEDA PLANA ALOJAMIENTO
6~ ~~~ !in \ ¡ ,1 ~ )\." CORTADORESc5- L5- \E-\ 1-[7 -DOBLE
BOVEDA ESCALONADA BASE
/
];igura 7.12. Componentes del equipo de escariado.#'
/
Las cabezas pueden ser según su diseño: integrales,segmentadas y extensibles. Las primeras se utilizanpara diámetros desde 1 a 3 m con barrer:1os pilotos de200 a 250 mm, las segmentadas para diámetros dechimeneas entre 1,5 Y3 m y los mismos taladros pilotosque las anteriores, y por último las cabezas extensiblespara secciones desde 2 hasta 6,3 m con barrenos pilo-tos que llegan hasta los 350 mm,
La estructura de corte varía según el tipo de roca en elque se vaya a emplear y su resistencia a la compresión.Los cortadores para roca blanda tienen menor númerode insertos que los de roca media o dura. Además, es-tos insertos son más largos y afilados que los que ten-dría un cortador para roca dura y abrasiva. Así se incre-
/
/
menta la velocidad de perforación y se reduce el des-gaste.
Existen dos tipos distintos de cortadores que se sitúanen la cabeza de escariado diametralmente opuestos, fi-gura 7.13, obteniéndose mayores tamaños de los frag-mentos y mayor velocidad de perforación.
DISTANClA ENTRE FILAS ~~~'OR'"~,Figura 7.13. Acción de dos cortadores diametralmente
opuestos.
También la inclinación de los cortadores en la cabeza
del escariado es distinta según la posición que ocupenen la misma. Un ángulo de hasta 33° respecto a la hori-zontal facilita que los cortadores del contorno manten-gan mejor el diámetro de escariado, evitándose el des-gaste de la cabeza. Ese ángulo puede disminuir hasta5° en los cortadores interiores e incluso llegar a ser 20°negativo en los centrales para minimizar así las desvia-ciones.
Los soportes de los cortadores van soldados o atorni-llados al cuerpo de la cabeza y colocados en círculosconcéntricos a igual distancia o nivel con mayor númerode cortadores en la periferia, donde el volumen de rocaexcavada será mayor que en el centro.
(. --o
{f;¡)f-----¡l200, -('__m___) .
Figura 7.14. Inclinaciones de los cortadores en la cabeza deescariado
Las potencias de los equipos pueden ser superioresalas 600 kW con velocidades de giro, pares de rotación
y empujes sobre la roca cuyos valores oscilan entre: 15..y 30 r/min, 150 y 820 kNm y 4 Y 12,5 MN respectiva-mente.
5. PERFORACION TERMICA (JET PIERCING)
El origen de este método se remonta a 1927, cuandoSto res lo intentó aplicar en Alemaniaen una minaconvetas de cuarzo. En la década de los años 30 se llevarona cabo experienciasen losyacimientos de taconitas enla zona de Mesabi, y fue después de 1947cuando con elempleo de quemadores con diseño especial se consi-guió realizaruna perforacióneficientey con altos ren-dimientos, basada en la decrepitación de la roca en
117
lugar de su fusión, gracias a los rápidos cambios de ,temperatura producidos por el vapor de agua y losgases de combustión, que a su vez sirven para eva-cuar los detritus producidos.
Actualmente, este método ha perdido campo deaplicación frente a las grandes perforadoras rotativas,quedando su empleo reducido al corte de rocas orna-mentales.
5.1. Proceso de perforación térmica
1::1 proceso de penetración depende de una caracte-rística de las rocas que se denomina decrepitabilidad(Spallability) y que se basa en la diferente capacidad dedilatación con la temperatura de los cristales constitu-yentes de las rOCas.
Las propiedades que afectan a la decrepitabilidad delas rocas son muy complejas, pero puede establecersela siguiente relación:
Difusión Coeficiente de Tamaño dex x
D.t b
'I'd d
térmica dilatación (a To) granoecrepl a I 1 a ex
Resistencia a la compresión (a To)
"To» es la temperatura crítica a la cual la roca pasa aser plástica.
Según la ecuación anterior, las rocas serán más fá-cilmente perforables con este método cuando:
- Exista una alta dilatación térmica por debajo de700°C.
5
~~Zw4:;!=>.Jo>wooiD3:;!<!o
--- CUARZOa A ~ 573°C
.r2
500 1000
TEMPERATURA °c1500
Figura 7.15. Dilatación térmica volumétrlca del cuarzo(Dane, 1942).
118
"-
- Alta difusividad térmica a temperaturas inferiores alos 400°C.
- Estructura intergranular homogénea sin productos ~de alteración, arcillas, caolines, micas, etc.
- Reducido porcentaje de minerales blandos de bajatemperatura de fusión o descomposición. "-
Un ejemplo de rocas que tienen una buena aptitud ala decrepitabilidad son: las taconitas, las cuarcitas, losgranitos, las riolitas, las areniscas duras y las diabasas. "-En general, cuanto más alto es el contenido de cuarzomejor decrepita la roca, ya que además de poseergrandes coeficientes de dílatación lineal y volumétrica "-
tienen un cambio de cristalización a 573°C. Fig. 7.15.Las rocas con un contenido en cuarzo mayor del
30% decrepitanbien, así como aquellasen las que en "-
su composición existe cierta cantidad de agua.El equipo básico o quemador consiste en una cá-
mara de combustión, Fig. 7.16, donde se atomiza elcombustible (gas-oil) que se mezcla con el oxígeno "-
al ser alimentados bajo presión. El inyector incre-menta la velocidad de salida de los gases de com-bustión. La temperatura de la llama puede llegar en "-
el extremo del quemador a los 3.000°C cuando seinyecta oxígeno y a los 2.000°C si es aire comprimido.El agua de refrigeración alrededor del quemador "-
evita su fusión y ayuda en su escape como vapor aaumentar los gases y la presión de evacuación delos detritus. '-
'-
'-
'--
'-
'-
'-Figura 7.16. Sección de un quemador.
Con oxígeno no se precisa presión especial, pero sícon el aire comprimido que se emplea a 0,7 MPa, En la "Fig. 7.17, se indican las velocidades medias de pene-tración en función del caudal, presión y diámetro delbarreno, '-
'"
78
~72"-
..s 66
TI POS DE ROCA
ARENISCA
DOLOMITA
CUARCITAZ 60,O054-<[a:: 48,.....W 42,Z
~ 36.
W30'O
024'
g 16
g 12
¡j 6>
'1/
II~'
I6
- VELOCIDADDEPENETRACIONDIAMETRODE 8ARRENO
70 210 260 350 420
PRESION DEL AIRE (MPo)
140
Figura 7.17. Velocidades de penetración con quemadoresde aire comprimido.
Las velocidades normales oscilan entre 3 y 12 m/h,pudiendo llegar en casos favorables a los 20 m/h.
5.2. Aplicaciones
Las aplicaciones más importantes de este métodoson:
A. Ensanchamiento de barrenos
Este procedi miento presenta las siguientes ventajas:
- Menor volumen de roca perforado por unidadarrancada.
- La configuración de la columna de explosivo esmejor al aproximarse a I/D = 20 Y generar así ma-yores tensiones. El consumo específico para unafragmentación dada es menor.
- Se consigue una mejor rotura al nivel del pie debanco, reduciendo la sobreperforación.
- El volumen de retacado disminuye y el confina-miento de los gases de explosión es más efectivo,reduciéndose además el tiempo necesario para di-cha operación.
Figura 7.18. Ensanchamiento de barrenos.
- El perfil de la pila de escombro es más adecuado ala forma de trabajo de las excavadoras de cables.
B. Corte de rocas
Se utiliza en canteras de granito ornamental en lafase primaria de independización de bloques del ma-cizo rocoso, abriendo rozas o canales transversales alos bancos de explotación de una anchura de 60 a 80mm y una profundidad que puede llegar a los 10 m.
En cuanto a los sistemas de montaje, al igual que cpn
los equipos rotopercutivos, estas unidades pueden serde tres tipos: manuales, sobre chasis remolcables yautomotri ceso
Las principales ventajas de la perforación térmicason:
- Posibilidad de perforar formaciones muy duras yab rasivas.
- Facilidad para ensanchar los barrenos.
- Eliminación parcial del arranque convencional conexplosivos en rocas ornamentales.
- Altas velocidades de perforación en rocas que de-crepitan bien.
Por el contrario, los inconvenientes que presentason:
- Las máquinas comparables a las grandes perfora-doras rotativas son caras.
- El coste de la energía es muy alto.
- Elevado nivel de ruido y poco control sobre el polvoproducido.
La distribución porcentual de los costes, de acuerdocon el Surface Mining, es la siguiente:
0/0
- Oxígeno.................................- Mano de obra. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
- Concesión de patente. . . . . . . . . . . . . . . . . . . .- Gas-oil ..................................- Escariadores.............................
- Energía..................................- Mantenimiento...........................
- Agua. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
31,014,411,010,010,3
1,318,04,0
6. PERFORACION CON CHORRO DE AGUA
Esta tecnología ha tenido un desarrollo espectaculardurante la Última década, ligado a la puesta a punto deequipos hidráulicos de potencia adecuada, robustos yfiables. Actualmente, en minería se utilizan en el cortede rocas ornamentales y en la perforación de barrenospara bulonaje en diámetros de 24 y 32 mm.
Los equipos constan básicamente de una centralhidráulica accionada por un motor eléctrico, y aco-plada a una bomba hidráulica de alta presión, que a suvez acciona un multiplicador de presión, constituidopor un pistón de doble efecto y movimiento alternativo,capaz de realizar entre 60 y 80 ciclos por minuto. Elefecto multiplicador se consigue por la diferencia rela-tiva de superficies activas del pistón, uno de los cuales
119
impulsa el agua a través de una boquilla inyectora dezafiro sintético con un orificio de 0,1 a 1 mm de diáme-tro.
La Fig. 7.19 refleja el principio de operación del mul-tiplicador de presión.
ACEITE ';IDRAULlCO ENTRADASALIDA ENTRADA AGUA
SALIDADEAGUA--~~AALTAPRESION ~
ENTRADA ACEITE HIDRAULlCOAGUA ENTRADA SALIDA
~~--SALlDA DE AGUAA- ALTA PRESION
Figura 7.19. Equipo multiplicador de presión.
La roturade la roca, debida a un chorro de agua aalta presión, se produce por efecto del choque delmismo y las microfracturas creadas consecuente-mente. A una velocidad de 300 mis, la presión creada esdel orden de 150 MPa. próxima a la resistencia a lacompresión de muchas rocas. Con 500 mis, se alcan-zan valores de 300 MPa, superiores ala resistencia dela mayoría de los materiales rocosos.
Los datos operativos alcanzados con equipos enprueba son los indicados en la Tabla 7.3.
En la perforación de barrenos, para aumentar laac-ción de los chorros de agua, se dispone de unas bocasde carburo de tungsteno que realizan un escariado delas coronas de rocá concéntricas que se producen enel fondo del taladro. Fig. 7.20.
~~.
Figura 7..20. Boca de perforación con cuatro orificios.
120
'-TABLA 7.3
"-
'-
'-La aplicación de esta técnica al arranque con explo-
sivos abre unas nuevas expectativas, por cuanto lageometría de los barrenos puede modificarse y porconsiguiente permitir concentraciones de carga o au-'-mentos de las tensiones de rotura en determinadospuntos de los macizos rocosos.
"-
~=I::::~~H~","1-11- "" I I """8 o BARRENO CONVENCIONAL '-
,~
Figura 7.21. Modificación de la geometría de los barrenosperforados con chorro de agua.
'-
7. PERFORACION DE ROCASORNAMENTALES '-
En la explotación de rocas ornamentales, como el, granito, se utilizan en ocasiones sistemas de montaje
especiales, tanto en la perforación primaria, cuyo objeti- "-vo es la independización de un gran bloque del macizorocoso, como en las operaciones siguientes de subdivi-
~ sión y escuadrado.Generalmente, se emplean perforadoras hidráulicas
montadas sobre deslizaderas que se desplazan sobrecorrederas de una longitud de 3,5 a 4,5 m. Estas a su .vez puedenir soportadaspor bastidoresmetálicosque '---
se apoyan en cuatro pies o gatos estabilizadores sobreel terreno o sobre unidades móviles, como son excava-doras hidráulicas, carros de orugas o tractores de rue- "-das, Fig. 7.22.
Los rendimientos de perforación son en el caso deapertura de roza o canal lateral "slot drill", con barrenos,secantes alineados, de 1,4 a 2,2 m2/hy en la perforación ~
primaria y secundaria con barrenos alineados de 200 a400 mllh, según la potencia y características del equipoutilizado.
',,-
"-
"-
RELACION DE PRESION DE CAUDALMULTIPLlCACION TRABAJO(MPa) (1/min)
4:1 0- 83 19 - 5713: 1 O - 275 5,5 - 2320: 1 O - 378 3,8 -15
---/' "
I \( O \
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:,::::,:::,:::,':'J ==0= HENDIDURA
"-
~.O'~'"
300
2200oor-
'360
4300(mm)
g~
.<1'Figura 7.22. Equipo de perforaciónde rocas ornamentales.
(TAMROCK).
BIBUOGRAFIA
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- TRIRUMALAI, K.: «Thermal Orilling of Blastholes». MiningEngineering Handbook. SME. 1973.
121
./
Capítulo 8./
./
COMPRESORES/
./1. INTRODUCCION
./
/ El aire comprimido es el fluido que se ha venido utili-zando como fuente de energía en la perforación derocas, tanto en el accionamiento de los equipos neumá-ticos con martillo en cabeza y martillo en fondo, comopara el barrido de los detritus cuando se perfora conmartillos hidráulicos o a rotación.
En cualquier proyecto, tanto si es acielo abiertocomo subterráneo, es preciso disponer de compreso-res.
En el momento de decidir la compra de un equipo deperforación, uno de los puntos más importantes es laselección del compresor, debido fundamentalmente aque:
./
/
/- El peso específico en el precio del conjunto oscila,
según el tipo de perforadora, entre el15 y el 55%.
- La repercusión en el coste del metro lineal perfo-rado es considerable, pues si el caudal de aire esinsuficiente los problemas que pueden surgir son:
/
/ . Disminución de la velocidad de penetración..Aumento de los costes de desgaste: bocas, va-rillas, etc.
. Incremento del consumo de combustible./
. Necesidad de mayor labor de mantenimientodel equipo motocompresor.
- si se elige en las grandes unidades de perfo~ción/ una unidad compresora de alta presión, será posi-
ble perforar con martillo en fondo o con tricono.
/
Las dos características básicas de un compresor,además del tipo o modelo, son:
/
- El caudal de aire suministrado.
- La presión de salida del aire.
/ En la Tabla 8.1, se indican, para los diferentes equi-pos de perforación, los valores más frecuentes de lascitadas caracteristicas, el tipo de compresor y el por-centaje de precio aproximado con relación a la má-quina completa.
/
/
2. TIPOS DE COMPRESORES
Existen dos grupos de compresores: dinámicos y dedesplazamiento. En los primeros, el aumento de pre-sión se consigue mediante la aceleración del aire conun elemento de rotación y la acción posterior de undifusor. A este grupo pertenecen los compresorescentrífugos y los axiales, que son los más adecuadospara caudales grandes y bajas presiones.
En los compresores de desplazamiento, que son losque se utilizan en los equipos de perfaración, la eleva-ción de la presión se consigue confinando el gas en unespacio cerrado cuyo volumen se reduce con el movi-miento, de uno o varios elementos. Según el diseño, sesubdividen en rotativos y alternativos. Los más utiliza-dos en perforación son: los compresores de pistón,cuando éstos tienen un carácter estacionario, y los detornillo y paletas para los portátiles, tanto si estánmontados sobre la unidad de perforación o remolca-dos por ésta.
2.1. Compresores de pistó n
.~ . Estos equipos son los más antiguos y canocidos,ya que han sido empleados en las minas de interiorpara el suministro de aire comprimido a través de lasredes de distribución instaladas dentro de las mis-mas. Su aplicación ha descendido notablementecomo consecuencia del uso masivo de otras fuentesde energía más eficientes, como son la electricidad yla hidráulica.
2.2. Compresores de tornillo
En estas unidades la presión del aire se consigue porla interacción de dos rotares helicoidales que engra-nan entre sí, uno macho de cuatro lóbulos y otro hem-bra de seis canales. El principio de funcionamientopUE)deverse en la Fig. 8,1.
123
TABLA 8.1
~ORIFICIODE DESCARGA '-' ~
' ORIFICIO DE DESCARGA
~- ORIFICIO DE DESCARGA
~ ~¡-' , .,.,-' n_-.-'?I" ~r' -- ,~ '
'-, I 'y.- "ROTOR / (~(j /q, ROTOR \. ROTOR.-
,
'~
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,S!¡ ¡/~::, SECUNDARIO ~,
,
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SE CUNDARIO
" ,c='~,JJ ¡I/'!y) ,\,:t?:;:;;;:~:::..:..:l' \, 1'-, ~~\ p r;"r= ~' f //~f6,
~
. (, I /---Ito: \' : . :.:. I
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-""".. ---, "',~ '<'-- ", - ",,-, ... ~~- , :.'\ - '~ " "-
,,' ASPIRACION ASPIRACION ASPIRACION
Figura 8.1. Principio de funcionamiento de un compresor de tornillo.
.. El aire penetra en el hueco formado pJ1r los dosrotores y la carcasa. A medida que los rotores se mue-ven el aire queda encerrado y comienza a disminuir elvolumen donde se aloja. Se inyecta aceite para sellar lacámara de compresión y disminuir su temperatura.Paulatinamente, el hueco ocupado por el aire y elaceite se desplaza disminuyendo su volumen hastaque se descarga en el recipiente separador de aceite.
Esta separación se lleva a cabo primero, por grave-dad en el interior de un calderín y después, con filtrosde lana de vidrio. A continuaci6n, el aceite se enfría y sefiltra antes de volverlo a recircular. En la Fig. 8.2 seindican los circuitos de refrigeración de un compresorportátil y su motor.
En compresores de tornillo de alta presión el númerode etapas suele ser de dos.
FLUJO DEL AGUADEREFRlGERACIONDEL MOTOR
REFRIGERADORDE ACEITE
Figura 8.2. Compresor portátil (/ngersoll-Rand).
El aceite inyectado tiene tres misiones principales:
- Cerrar las holguras internas.
124
TIPO DE CAUDAL PRESION TIPO DE FUNCIONES % DEL VALOR
PERFORADORA (m3/min) (MPa) COMPRESOR DEL EQUIPO
Neumática conmartillo en cabeza 18-36 0,7-0,8 TORNILLO . Accionamiento del martillo, 40-60
motor de avance, motor detraslación y motor hidráu-lico
. Barrido
Hidráulica conmartillo en cabeza 5-9 0,7-0,8 TORNILLO . Barrido 15-20
Neumática conmartillo en fondo 8-30 0,7-1,75 TORNILLO . Accionamiento del
martillo. Barrido 40-50
Rotativa con tricono 18-51 0,3-1,1 PALETAS . Barrido
(BajaPresión)
TORNILLO
(Media yAlta
Presión) 10-15
./ - Enfriar el aire durante la compresión, y
- Lubricar los rotores.
./Las ventajas que conlleva la utilización de compre-
sores de tornillo son:
./ - Ocupan un volumen reducido, por lo que son idea-les para instalar a bordo de las perforadoras.
- El montaje es económico.
./ - Ausencia de choques y vibraciones importantes.
- Reducido mantenimiento.
./ - Baja temperatura de funcionamiento, y- Alta eficiencia.
./2.3. Compresor de paletas
./Estos compresores tienen un solo rotor que monta
paletas radiales flotantes y cuyo eje es excéntricocon el de la carcasa cilíndrica. Al girar las paletas sedesplazan contra el estator por efecto de la fuerzacentrífuga. La aspiración del aire se realiza por unorificio de la carcasa, quedando retenido en el espa-cio entre cada dos paletas. Al girar el rotor el volu-men va disminuyendo, aumentando la presión delaire, hasta llegar a la lumbrera de descarga.
/'
./
/'
/'
./
(o) (b)
/'
tDESCARGA
(d).¡'
./
/'
'.(e)
./
Figura 8.3. Compresor de paletas.
./
Este tipo de compresor utiliza también la inyecciónde aceite que ha sido explicado anteriormente.
/'
3. ACCIONAMIENTO/'
Los compresores estacionarios son accionados, ge-/' neralmente, por motores eléctricos, mientras que los
/'
transportables si son remolcados se accionan pormotor diesel y si van montados sobre la perforadorapor motores diesel o eléctricos.
Para compensar las caídas de tensión en los motoreseléctricos se debe tener un margen de potencia del10al 15%.
Los acoplamientos de los motores al compresor serealizan por embridado, correa trapezoidal, acopla-miento directo o a través de un tren de engranajes.
4. ELEMENTOS AUXILIARES
Los elementos auxiliares más importantes cuandose trabaja con aire comprimido son:
- Filtros de aspiración.
- Separador de agua.
- Depósitos de aire.
- Engrasadores.
- Elevadores de presión.
4.1. Filtros de aspiración
Para eliminar el desgaste prematuro de las partesmóviles de los compresores y las averías, es necesariofiltrar el aire antes de su admisión. Los filtros deben
cumplir los siguientes requerimientos: eficacia de se-paración, capacidad de acumulación, baja resistenciaal paso de aire, construcción robusta y sencillez demantenimiento.
4.2. Separadores de agua
Este elemento utiliza el efecto de las fuerzas centrí-fugas, que adquiere el flujo de aire en su movimientode giro, para que las partículas de agua choquen con-tra las paredes del colector, produciéndose así el se-cado del aire que se evacúa a continuación por laparte central.
..
Figura 8.4. Separador de humedad (Atlas Capeo).
125
El separador de agua se debe colocar lo más lejosposible del compresor, al mismo tiempo que se mantie-ne la temperatura del aire por encima de cero.
4.3. Depósito de aire
Las instalaciones de aire comprimido pueden dispo-ner de depósitos reguladores cuyas dimensiones de-penderán de:
- Capacidad del compresor.
- Sistemas de regulación.
- Presión de trabajo.- Variaciones estimadas en el consumo de aire.
Las funciones de estos depósitos son:
- Almacenar el aire comprimido para atender de-
mandas puntuales que excedan de la capacidad delcompresor.
- Incrementar la refrigeración y recoger residuos deagua y aceite.
- Igualar las variaciones de presión de la red.
- Evitar ciclos rápidos de carga y descarga del com-presor.
~ o "ilOO""""'@) @)I
DDEPos,TO DE AIRE
---,
""
nu
Figura 8.5. Sistema de distribución de aire comprimido.
126
4.4. Engrasadores'-
Para realizar la lubricación de las perforadoras espreciso añadir aceite al aire comprimido, lo éualpuede realizarse en la propia máquina o en la línea deaire.. El principio de trabajo de los engrasadores puedeverse en la Fig. 8.6. El aire pasa a través de un estran-gulamiento que dispone de una válvula regulable. Lapresión del aire de entrada se conecta al tanque deaceite de forma que, cuando el aire pasa por la secciónmás estrecha, su velocidad aumenta y se produce unacaída de presión que hace que entre el aceite hacia lacorriente de aire atomizándose.
'-
'-
'-
'--
'-
'-
"-
"-
Figura 8.6. Sección de un engrasador. '"
Se puede usar un aceite mineral o sintético. El aceitesintético reporta algunos beneficios adicionales. Está "-basado en glicol, lo que hace que ia máquina seamenos sensible al agua que lleva el aire. Este aceitesintético es también biodegradable, al contrario del"aceite mineral.
El aceite sintético es más caro, pero la diferencia encoste total es todavía insignificante, ya que el consumoes mucho más bajo. Tampoco es necesaria la separa- '-ción de agua al usar el aceite sintético. No es posiblemezclar aéeites distintos.
""
4.5. Elevadores de presión"-
Cuando se utilizan perforadoras con martillo enfondo en minería subterránea, puede ser Ilecesarioelevar la presión del aire hasta 1,7 MPa, si éste essuministrado a media presión (0,7 MPa) a través deinstalaéiones fijas o cuando las pérdidas de carga hansido elevadas.
El incremento de presión se consigue con los deno"minados «booster», que trabajan en una o dos etapas.
'-
"-
'-4.6. Mangueras flexibles
Las mangueras de goma disponen de refuerzos texti-les colocados diagonalmente, que las hacen flexibles ymuy resistentes. Generalmente, la presión máxima detrabajo es de 1MPa, con temperaturas admisiblesdesde -40° a +100°C.
'-
'-
En la Tabla 8.2. se indican las dimensiones estándar
de las mangueras de goma que más se utilizan.
TABLA 8.2.
Existen también mangueras de peso reducido, unatercera parte de una manguera convencional, fabrica-das con una capa interior de fibra sintética embutida encaucho resistente al aceite y al ozono. Se almacenaenrollada y plana, lo cual facilita su manipulación yminimiza el espacio de almacenamiento. En la Tabla8.3. se dan algunas cara9terísticas de estas manguerasespeciales.
TABL.A 8.3.
..'"
Los acoplamientos de manguera defectuosos no"sólo.quitan potencia, sino que también pueden ser un riesgode seguridad.
Los acoplamientos de garras de buena calidad sonforjados, mecanizados, templados y cromados. Losmétodos de fabricación permiten usar paredes delga-das, y de esta manera se puede disponer de un orificiomás grande para un diámetro de manguera dado, Elorificio es mecanizado para obtener un centrado perfec-to y una superficie lisa. El cierre tiene un asiento meca.nizado donde se encaja perfectamente y no perturba elflujo de aire.
Al usar acoplamientos de garras con una boquillagiratoria, la resistencia a torsión de la manguera nocausará molestias cuando se conectan dichas mangue-
ras. Tal acoplamiento puede hacer también que seamucho más fácil conectar distintos tamaños de man-gueras. La tuerca de apriete reduce al mínimo el riesgode desconexión accidental.
FLUJO DE AIRE
Fíg.8.7. Acoplamiento de garras moderno y boquillagiratoria de conexión.
Para las conexiones se emplean todo un conjunto deelementos, desde acoplamientos de garras, acopla-mientos roscados, conecto res, abrazaderas, etc.
Los diámetros de las mangueras que se recomiendanen función del caudal de aire necesario y la longitud dedichas conducciones se da en la Tabla 8.4.
TABLA 8.4.
Nota: 1" = 25,4 mm
5. CALCULO DE LAS CAlDAS DE PRESION
Todas las instalaciones de aire comprimido, al dispo-ner de un determinado número de conexiones, presen-tan pérdidas de presión debido a las fugas. Además, la
127
DIAMETRO INTERIOR DIAMETRO EXTERIOR PESO
(mm) (pulg) (mm) (pulg) (kg/m)
6,3 y. 12,7 0,50 0,1510,0 % 16,4 0,65 0,1912,5 Y, 22,5 0,89 0,3516,0 % 26,0 1,02 0,4320,0 % 30,0 1,18 0,5425,0 1 35,0 1,38 0,7831,5 1Y. 43,5 1,71 0,9540,0 1Y, 52,0 2,05 1,1550,0 2 66,0 2,60 1,8063,0 2Y, 79,0 3,11 2,2080,0 3 96,0 3,78 2,50
100,0 4 116,0 4,57 4,20
DIAMETRO DIAMETRO MAX. PRESION PESOINTERIOR EXTERIOR DE TRABAJO
(mm) (pulg) (mm) (pulg) (MPa) (psi) (kg/m)
20 % 24 0,9 1,2 175 0,16025 1 30 1,2 1,2 175 0,23040 1;;' 45 1,6 1,2 175 0,39050 2 56 2,3 1,2 175 0,55076 3 82 3,3 0,8 116 0,850
CAUDAL DE LONGITUD DE MANGUERA
AIRE 10 m 20 m 50 m 80m 100 m
50 l/s
(2,8 m3/min)1" 1" 1,5" 1,5" 1,5"-2"
80 l/s1,5" 2" 2" 2"
(4,8 m3/min)1"
120 l/s1,5" 2" 2"
(7,1 m3/min)1,5" 2"
160 l/s1,5" 2" 3"
(9,5 m3/mín)1,5" 2"
turbulencia del aire, causada por bordes agudos o cam-bios de sección dentro de los circuitos, produce tam-bién una pérdida de presión.
Perturbaciones típicas pueden ser acoplamientos conparedes innecesariamente gruesas, un mal 'acabadosuperficial interior, cierres salientes o hasta piezas deacoplamiento mal alineadas, Otro problema común esel uso de mangueras demasiado pequeñas.
Las mangueras (y los tubos) también causan pérdi-das por motivos físicos, en proporción a su longitud.Por toda su parte interior se crea una «capa límite»,donde el flujo de aire se hace turbulento y pierde ener-gía. Una manguera más grande significa generalmentemenos pérdidas, ya que esa capa tiene más o menos elmismo espesor no importando cuál sea el tamaño de lamanguera.
La Tabla 8.5. muestra el efecto de las fugas de aire,que se comparan a un orifico de un cierto tamaño. Lapotencia de compresor que se necesita para compen-sar las fugas aumenta drásticamente.
Con relación a las caídas de presión, en instalacio-nes estacionarias, un descenso aceptable entre el com-
presor y el punto más distante de consumo es del ordende 10 kPa.
TABLA 8.5.
En líneas de distribución de gran longitud, y en parti-cular en áreas de trabajo temporal, los costes de lasinstalaciones suelen ser decisivos. En tales casos, lacaída de presión no debe exceder de 50 kPa.
Para estimar las caídas de presión en sistemas dedistribución de aire comprimido puede utilizarse elábaco de la Fíg. 8.8.
10 20
LONGITUD DE MANGUERA (m)
500 1000 20001251
2 5
o
y
50 100 200
2
3
4
5e:§1wc:<C
wo-'«o::J«o
o
5
20
25
303540
50
100o
500 1000I'---y---/
CAlDA DE PRESION (kPa) PRESION DE SERVICIO
(kPa)
Fig. 8.8. Abaco para determinar las dimensiones de las conducciones de aire comprimido y pérdidas de carga.
128
TAMAÑO DEL FUGAS A POTENCIA NECESARIA
ORIFICIO (mm) 0,6 MPa (l/s) PARA COMPENSAR (kW)
1 1 0,33 10 3,15 27 8,3
10 105 33
/ V V V V 1/
%V V ,"'-
/ 1/ V / / V V V/ V V V Y 1/ V 1/ V '"
1/ / 1/ / 1"-
/ 1/ V V 1/ VV ,/ "'-
/ V / V / / 1/ V 1"-!/ V '/ V 1/
1/ i/ 1/ / :V 1/
,/V %
V '"/ V 1/ 1/V 1/
/ / V V V 1"-
V V 1/ :1/ / 1/ 1/ 1/ "-
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1/V V 1"-
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/ 1/,/ / V "/ / /
,1 0,2 0,5 1 2 5 10 20 50 100 200 700 15(
32
40
E 50
§.c:O 60¡¡:Wf--
70Oc:f--
80w::i:«¡s
100
125
150
JEjemplo 1
J Se desea calcular la caída de presión de una instala-ción de aire comprimido consistente en una manguerade 200 m y un diámetro interior de 70 mm. La presióninicial del aire es de 700 kPa y el caudal de 170 1/5
.-1 (10,2 mS/min).
Siguiendo el esquema de líneas de trazo gruesodibujadas en el ábaco citado se obtiene una caída de
J presión de 10 kPa.
J Ejemplo 2
En la Fig. 8.9. se muestra el esquema de una red deJ aire comprimido en la que a la salida del compresor
«T» se ramifica hacia 105diferentes puntos de consumoA, B Y e, donde los caudales consumidos son respecti-
J vamente de 5, 1,5 Y 10 m3/min. La caída de presiónmáxima admisible, entre el compresor y 105puntos deconsumo, se fija en 10 kPa. Despreciando las caídas de
J presión en los puntos singulares como estrechamientos,codos, etc., se desea dimensionar el tamaño de 105dife-rentes conductos para las longitudes indicadas.
J
A S m'/mln.-/
J
100 m../
B 1.5 m'lmln
J30 m
10 m'lmln
../ e DE
1S m 60 m
SOm../
..j'
J
T
J
Fig. 8.9. Esquema de la red de aire comprimido.
J
BIBLIOGRAFIAJ
../
- ATLAS COPCO: «Manual Atlas Copco». Cuarta edición,1984.
- «ATLAS COPCO: «Aire comprimido en sistemas transpor-tables». 1992.
J
Apoyándose en el ábaco de la Fig. 8.8. se tiene:
Sección T-D
Longitud de tuberíaCaudal del aire
Presión de trabajo
1=50mA = 16,5 m3/minP = 0,7 MPa
Se tantea un diámetro interior de la tubería de 80mm, para el que se obtierte una caída de presión de 3,5kPa.
Sección D-AI = 100 mA = 5 m3/min
P=0,7MPa
La caída de presión no debe sobrepasar 10 kPamenos la caída de presión en la sección T-D, es decir10 - 3,5 kPa = 6,5 kPa.
Para un diámetro interior de 50 mm, la caída de pre-sión es de 6,5 kPa, la caída de presión global, entre T yA, será entonces de 10 kPa.
Sección D-E1=60mA = 11,5 m3/minP = 0,7 MPa
El diámetro interior de la tubería se elige para unacaída de presión máxima de 5 kPa. El diámetro de 70mm da lugar a una caída de presión de 3,8 kPa.
Sección E-SI =30mA = 1,5 m3/minP = 0,7 MPa
La caída de presión no debe pasar de 10 kPa menosla caída de presión entre T y E, es decir 10 - (3,5 + 3,8)= 2,7 kPa. El diámetro que interesará será de 32 mm,que da lugar a una caída de presión de 2,4 kPa. Lacaída de presión global será de 9,7 kPa.
. Sección E-C1= 15 mA = 10 m3/min
. P = 0,7 MPa
La caída de presión no debe pasar de 2,7 kPa. Eldiámetro interior que convendrá será de 60 mm, queprovoca una caída de presión de 1,5 kPa y una caídade presión total entre T y C de 7,7 kPa.
- INGERSOLLRAND:«Compresores Portátiles Rotativos».1976.
- RUNDQUIST, W A.: «Know Your Compressor». Pit &Quarry. September, november 1978; february, 1979.
129
~ Capítulo 9../
../
../TERMOQUIMICA DE LOS EXPLOSIVOS Y PROCESO DE
DETONACION
../
../ 1. INTRODUCCION
El objetivo esencial de la utilización de un explosivoen el arranque de rocas consiste en disponer de unaenergía concentrada químicamente, situada en el lu-gar apropiado y en cantidad suficiente, de forma que
J liberada de un modo controlado, en tiempo y espacio,pueda lograr la fragmentación del material rocoso.
La explosión es, según Berthelot, «la repentina ex-../ pansión de los gases en un volumen mucho más
grande que el inicial, acompañada de ruidos y efectosmecánicos violentos».
Los tipos de explosión son los siguientes: mecáni-cos, eléctricos, nucleares y químicos. Estos últimos,son los que desde el punto de vista de este manualtienen interés.
Los explosivos comerciales no son otra cosa queuna mezcla de sustancias, unas combustibles y otrasoxidantes, que, iniciadas debidamente, dan lugar a una
../ reacción exotérmica muy rápida que genera una seriede productos gaseosos a alta temperatura, química-mente más estables, y que ocupan un mayor volumen.
Para tener una idea del poder de un explosivo, puedeefectuarse una comparación con otras fuentes deenergía. Consideremos para ello, una central térmicade 550 MWde potencia instalada. Sabiendo que 1 kW
../ es igual a 0,238 kcal/s, la potencia instalada equivalea 130.900 kcal/s.
~ Un kilogramo de explosivo gelatinoso de 1.000../ kcal/kg dispuesto en una columna de 1 m de longitud y
con una velocidad de detonación de 4.000 mis desa-rrolla uña potencia:
J
../
../
../
J
1.200 kcal
1 m/4.000 mIs= 48 X 105 kcal/s
Jque es 37 veces superior a la de la central térmica.
El factor tiempo de explosión es tan sumamente im-portante que aún teniendo los explosivos comercialesun poder calorífico pequeño (la trilita 1.120 kcal/kg)comparado con otras sustancias combustibles (An-tracita por ejemplo 7.000 kcal/kg), la velocidad dereacción de un explosivo es tal que al detonar sobreuna plancha de metal puede producir un orificio enella, pues no da tiempo a que la energía desarrolladase distribuya hacia los lados o hacia arriba donde seopondrá la resistencia del aire.
../
J
J
Los gases producidos acumulan el calor generado,dilatándose hasta un volumen que puede ser unas10.000veces mayor que el del barreno donde se aloja elexplosivo.
En este capítulo, se analiza el mecanismo de la deto-nación de los explosivos y algunos conceptos básicosde termoquímica.
2. DEFLAGRACION y DETONACION
Los explosivos químicos, según las condiciones aque estén sometidos, pueden ofrecer un comporta-miento distinto del propio de su carácter explosivo.Los procesos de descomposición de una sustanciaexplosiva son: la combustión propiamente dicha, ladeflagración y, por último, la detonación. Tanto la na-turaleza de la propia sustancia como la forma de ini-ciación y condiciones externas gobiernan el desarrollode la descomposición:
a) Combustión
Puede definirse como toda reacción química capazde desprender calor, pudiendo ser o no percibido pornuestros sentidos.
b) . Deflagración
Es un proceso exotérmico en el que la transmisiónde la reacción de descomposición se basa principal-mehte en la conductividad térmica. Es un femómenosuperficial en el que el frente de deflagración se pro-paga por el explosivo en capas paralelas a una veloci-dad baja que, generalmente, no supera los 1.000 mis.
c) Detonación
Es un proceso físico-químico caracterizado por sugran velocidad de reacción y formación de gran canti-dad de productos gaseosos a elevada temperatura,queadquieren una gran fuerza expansiva. En los explosi-vos detonantes la velocidad de las primeras moléculasgasificadas es tan grande que no ceden su calor porconductividad a la zona inalteradade la carga, sino quelo transmiten por choque deformándola y produciendo
131
su calentamiento y explosión adiabática con genera-ción de nuevos gases. El proceso se repite con unmovimiento ondulatorio que afecta a toda la masa ex-plosiva {se denomina onda de choque.
La energía de iniciación puede ser suministrada devarias formas, según el explosivo de que se trate. En losexplosivos deflagrantes o pólvoras basta con la ener-gía de una llama, mientras que en los explosivos deto-nantes se necesita una energía generalmente en formade onda de choque.
Una vez iniciado el explosivo, el primer efecto que seproduce es la generación de una onda de choque opresión que se propaga a través de su propia masa.Esta onda es portadora de la energia necesaria paraactivar las moléculas de la masa del explosivo alrede-dor del foco inicial energetizado, provocando así unareacción en cadena.
A la vez que se produce esta onda, la masa de explo-sivo que ha reaccionado produce una gran cantidad degases a una elevada temperatura. Si esta presión se-cundaria actúa sobre el resto de la masa sin detonar, suefecto se suma al de la onda de presión primaria, pa-sando de un proceso de deflagración a otro de detona-ción. Fig. 9.1.
zO(3u<rwO::waag(3gw>
DETONACION~IIIIIIIIIII
A~I
TRANSICION~ " r~II
II
INICIACION
/"--- DEFLAGRACION
o ti TIEMPO
Figura 9.1. Desarrollo de una detonación.
'"En el caso en que la onda de presión 'de los gases
actúe en sentido contrario a la masa d~ explosivo sin"detonar, se produce un régimen de deflagración lenta,ralentizándose la reacción explosiva de forma que al irperdiendo energía la onda de detonación primariallega incluso a ser incapaz de energetizar al resto de lamasa de explosivo, produciéndose la detención de ladetonación.
3. PROCESO DE DETONACION DE UN EX-PLOSIVO
Como se ha indicado anteriormente, la detonación
132
'---'consiste en la propagación de una reacción químicaque se mueve a través del explosivo a una velocidadsuperior a la del sonido en dicho material, transfor- "--mando a éste en nuevas especies químicas. La ca-racterística básica de estas reacciones es que es ini-ciada y soportada por una onda de choque supersó-nica.
Como se describe en la Fig. 9.2, en cabeza viaja unchoque puro que inicia la transformación química delexplosivo, que tiene lugar a través de la zona, de "-
reacción, para terminar en el plano llamado deChapmant-Jouguet (C-J) donde se admite el equili-brio químico, por lo menos en las detonaciones.ideales. '---..-
"--
ONDADEREFLEXION
"-
ROCA COMPRIMIDA~-
"--
/GASES EXPANDIENDO'"
"--
"--
Figura 9.2. Proceso de detonación de una carga explosiva."-
En los explosivos comerciales se producen reac-ciones químicas importantes por detrás del plano "-
C-J, particularmente reacciones de los ingredientesen forma de partículas de gran tamaño y de los com-bustibles metálicos. Estas reacciones secundariaspueden afectar al rendimiento del explosivo, pero no "-influyen en la estabilidad o velocidad de detonación.
En un explosivo potente la zona de reacción pri-maria es normalmente muy estrecha, del orden de "-milímetros, mientras que en los explosivos de bajadensidad y potencia esa zona de reacción es muchomás ancha, llegando a tener en el caso del ANFO unadimensión de varios centímetros. "-
Por detrás del plano C-J se encuentran los pro-ductos de reacción, y en algunos casos las partículasinertes. La mayoría de los productos son gases que "-
alcanzan temperaturas del orden de 1.500 a 4.000°C ypresiones que oscilan entre 2 y 10 GPa. Los gases enesas condiciones de presión y temperatura se ex- '---pan den rápidamente y producen un choque u ondade tensión alrededor del medio que les rodea.
En la Fig. 9.3 se representa un perfil simplificadode una columna de explosivo. La onda de detona- '-ción, que se caracteriza por una elevación muybrusca de la presión, se desplaza hacia la derecha auna velocidad supersónica. Por detrás del nivel má- '-ximo de presión se produce una contracción comoconsecuencia de la conservación del momento, estoes que para compensar el impulso impartido hacia "-
adelante se genera una onda de retrodetonación quese transmite en dirección opuesta.
El plano C-J se mueve a muy alta velocidad "VD», "-mientras que la velocidad de movimiento de los pro-
"-
/
.J
./
.J
./
./
./
Foto 9.1. Detonación de una carga sin confinar
(Nitro-Nobel).
./P4~4P,/3
P6:P,
\PUNTO OE INICIACION PLANO c.J DE LA ONDA DE CHOQUE
\ \", EXPLOSIVOSINPRODUCTOSDEEXPLOSIONIP5) P3) P2 ) REACCIONAR
Ps /IJi../ j P,
DIRECCION DE PROGRESION DE LA DETONACION-+
./
P4 ZDNA DE REACCION
./
./
PERFI L DE PRESIONES A LO LARGO DE LA COLUMNA
/
IPOt
IPE
I
I ----Po L -
Po =1 ot.PO'"2 PE
./
/ Figura 9.3. Perfil de presiones en la detonación de una co-lumna de explosivo.
/
...- ductos de explosión, determinada por Cook ca'n fo-/ tografías de rayos X, alcanza un valor de 0,25'la velo-
cidad de detonación. Por esto, si la presión máximade la onda explosiva es:
/
PO = Pe X VD x Up
/
donde:
/ PO = Presión de detonación.
Pe = Densidad del explosivo.VD = Velocidad de detonación.
/ Up = Velocidad de partícula.
/
y teniendo en cuenta que «Up = 0,25 x VD», se ob-tiene:
PO = Pe X VD 24
donde:
PO = Presión de detonación (kPa).= Densidad del explosivo (g/cm3).- Velocidad de detonación (mis).
PeVD
La presión termoquímica o presión máxima dispo-nible para efectuar un trabajo «PE» se considera quevale generalmente la mitad de la presión de detona-ción. Si la carga explosiva está en contacto íntimocon la par0d rocosa del barreno, la presión ejercidasobre la misma por los gases de explosión es igual ala presión termoquímica.
En lo referente a la iniciación de los explosivos, espreciso suministrar en un punto de éstos un determi-nado nivel de energía por unidad de volumen. Una delas teorías para explicar el mecanismo de iniciaciónes la denominada de los «puntos calientes o hotspots», que son pequeños elementos de materia enlos cuales se encuentra la energía aportada global-mente al explosivo. Los puntos calientes se puedenformar por compresión adiabática de pequeñas bur-bujas de aire, gas o vapor retenidas dentro del explo-sivo, por fricción entre los cristales constituyentes dela sustancia explosiva y por el calentamiento produ-cido en el movimiento viscoso de la masa explosivaen condiciones extremas.
Cuando los puntos calientes reciben una determi-nada cantidad de energía, la masa explosiva que lesrodea se descompone, produciéndose un despren-dimiento de energía que a su vez puede crear máspuntos calientes, iniciándose así un proceso en ca-dena. Esta es la base de la sensibilización de algunosagentes explosivos mediante la adición de microes-feras de vidrio, partículas sólidas, etc.
4. TERMOQUIMICA DE LOS EXPLOSIVOS
La termoquímica de los explosivos se refiere a loscambios de energía interna, principalmente"en formade calor. La energía almacenada en un explosivo seencuentra en forma de energía potencial, latente oestática. La energía potencial liberada a través del pro-ceso de detonación se transforma en energía cinética omecánica.
La ley de conservación de la energía establece queen cualquier sistema aislado la cantidad total de ener-gía es constante, aunque la forma puede cambiar:
Energía Potencial + Energía Cinética = Constante
133
Pero no toda la energía suministrada se transformaen trabajo útil ya que tienen lugar algunas pérdidas.
Existen dos métodos alternativos que pueden usarsepara calcular los cambios de energía: uno, aplicandolas leyes físicas y químicas conocidas y otro, medianteel análisis de los productos finales. Este último, resultacomplejo ya que los productos que pueden analizarsede forma conveniente raramente son los que estánpresentes en los instantes de presión y temperaturamáximas. Por esto, es frecuentemente necesario reali-zar unos cálculos teóricos basados en el conocimientode las leyes químico-físicas para predecir las propie-dades de los explosivos o parámetros de la detonación.
Un cálculo aproximado de tales parámetros puedehacerse para aquellos explosivos con un balance deoxígeno nulo o muy ajustado, con los que en la detona-ción ideal sólo se produce caz, HzO, Nz Y02> pues esposible aplicar el método de análisis termodinámico.Cuando las sustancias explosivas no tienen balance deoxígeno equilibrado, la determinación de los paráme-tros de detonación lleva consigo laresolución por unmétodo iterativo de un sistema de ecuaciones no li-neales.
Seguidamente, se exponen los parámetros termo-químicos más importantes y el método simplificado decálculo.
5. CALOR DE EXPLOSION
Cuando se produce una explosión a presión cons-tante, ejerciéndose únicamente un trabajo de expan-sión o compresión, la primera ley termodinámica esta-blece que:
Qe = - il (Ue + P.V)
donde:
Qe = Calor liberado por la explosión.
Ue = Energía interna del explosivo.P = Presión.V = Volumen.
...""
Como «Ue+PV" se refiere al calor contenido o ental- .pía «Hp" entonces puede escribirse Qe= -LiHp. Así, elcalor de explosión a presión constante es igual al cam-bio de entalpía, y puede estímarse estableciéndose elbalance térmico de la reacción, multiplicando los ca-lores de formación de los productos finales por el nú-mero de moles que se forman de cada uno, y sumán-dolos, para restar a continuación el calor de formacióndel explosivo.
ilHp (exploslvo) = Hp (p,oductOs) - Hp (explosivo)
Si se considera, por ejemplo, el ANFO se tendrá:
3 NH4O3+ 1CHz--+ cal + 7HlO + 3Nl
134
\..
Hp (explosivo)= 3 (-87,3) + (-7) = -268,0 kcal.
Hp(pcoductos)= (-94,1) + 7 (-57,8) + 3(0) = -498,7kcal.
Qmp = -ilHp (explosivo)= -[-498,7 + 268,9] = 229,8kcal. "
Como el peso molecular del explosivo "P m" es:"
Pm = 3 (80,1) + 1 (14) = 254,3 g.
el Calor de Explosión por kilogramo que resulta es:
- 229,8 kcal x 1000 g/kg = 903,7 kcal/kg.Qkp - 254,3 g
El calor a presión constante no tiene interés técnico,pues el proceso de la detonación tiene lugar a volumen "-
constante. Así, para calcular éste último es necesarioincrementar el calor a presión constante con el trabajoconsumido en la expansión adiabática.
Qmv - Qmp + 0,58 x npg
siendo:
npg - Número de moles de los productos gaseosos.
y si en vez del calor desprendido por mol se deseaconocer el correspondiente a un kilogramo de explo- "-sivo, tendremos:
Qkv = Qmv x 1000Pm
Así, en el ejemplo anterior resultará:
Qmv = 229,8 + 11 x 0,58 = 236,18 kcal/mol.
236,18 x 1000 = 928,74 kcal/kg.Qkv = 254,3
Si existen productos sólidos entre los de explosión,Sial, All03, cloruros, carbonatos, etc., en la primerafase de la explosión se invierte calor de la reacción en "su fusión, por lo que el calor total calculado debedisminuirse con el correspondiente al producto de lacantidad del componente sólido por el calor latente de 'fusión.
6. BALANCE DE OXIGENO
Salvo la NG y el NA, la mayoría de los explosivos sondeficientes en oxígeno, pues no tienen oxígeno sufi-
.-/TABLA 9.1. CALORES DE FORMACION y PESOS MOLECULARES DE ALGUNOS EXPLOSIVOS
Y PRODUCTOS DE EXPLOSION
../
.-/
.../
.../
.../
.-/
../
Fuente: KONYA y WALTER (1990).
.../
ciente para convertir cada átomo de carbono e hidró-../ geno presentes en la molécula explosiva en di óxido de
carbono yagua. Normalmente, un explosivo no utilizael oxígeno atmosférico durante el proceso de detona-ción. Por esto, el calor generado por la explosión de un
../ producto deficiente en oxígeno es menor que el gene-rado en condiciones de oxidación completa.
El balance de oxígeno se expresa como un porcen-../ taje que es igual a la diferencia entre el 100% y el
porcentaje calculado (oxígeno presente-oxígeno ne-cesario). En el caso de deficiencia de oxígeno el ba-
../ lance se da con signo negativo. En muchos explosivosla sensibilidad, 'la potencia y el poder rompedor au-mentan conforme lo hace el balance de oxígeno, hasta
../ alcanzar un máximo en el punto de equilibrio.
Así, para el TNT se tiene:
../2 CHJC6H2 (N02h -+ 12 CO + 2CH4 + H2 + 3N2
,./'
../ se necesitan 16,5 moles de O2 para alcanzar el equili-brio de oxígeno de 2 moles de TNT u 8,25 moles de O2por mol de TNT. El balance de oxígeno de la reacción
.../ será:
../
(3,00 )100%- 8,2p x 100 = 63,6%, expresado como-63,6%.
En los explosivos con balance de oxígeno positivo, el../ oxígeno disponible se combina con los átomos de car-
bono para formarC02 y óxidos de nitrógeno, algunos decolor rojb. Los humos rojos indican una cantidad decombustible insuficiente en la reacción, que puede ser
../ debida a una mezcla,segregacióno pérdidade com-
.../
bustible.Los explosivos con balance de oxígeno negativo for-
man óxidos incompletos, en particular CO, que es vene-noso e incoloro. Los gases nitrosos se reducen mucho,por lo que en bastantes casos los explosivos se formu-lan con un pequeño balance de oxígeno negativo.
7. VOLUMEN DE EXPLOSION
Es el volumen que ocupan los gases producidos porun kilogramo de explosivo en condiciones normales.El volumen molecular, o volumen de la moléculagramo de cualquier gas, en condiciones normales' es22,41.
Si se considera por ejemplo la NG, se tiene:
4 C'JHs (NOJh -+ 12 CO2 + 10H2O + 6 N2 + O2
La explosión de 1 g-mol de NG genera 29/4 = 7,25g/mol de productos gaseosos a oac y a presión atmos-férica, por lo que el volumen de explosión será:
7,25 g-mol x 22,4 I/g-mol = 162.4 1.
A una temperatura mayor el volumen de gases au-menta de acuerdo con la ley de Gay-Lussac. Así, para elcaso anterior considerando un incremento de 15°C setiene:
283162.4 x - = 171,31.
273
Normalmente, el volumen de explosión se expresaen términos de moles de gas por kilogramo de explo-sivo.
135
CALOR DE
SUSTANCIA FORMULA PESO FORMACIONMOLECULAR (kcal/mol)
Alúmina anhidra AI2OJ 102,0 - 399,1Gas oil CH2 14,0 - 7,0
Nitrometano CH JO2N 61,0- 21,3
Nitroglicerina CJHsOgNJ 227,1- 82,7
Pentrita CSHSO12N4 316,1 - 123,0Trilita C7Hs06NJ 227,1 - 13,0
Monóxido de carbono CO 28,0 - 26,4
Dióxido de carbono CO2 44,0 - 94,1
Agua H2O 18,0 - 57,8
Nitrato amónico NH4NO J 80,1 - 87,3
Aluminio Al 27,0 0,0
Carbono C 12,0 0,0
Nitrógeno N 14,0 0,0
Oxido de Nitrógeno NO 30,0 + 21,6
Dióxido de Nitrógeno N02 46,0 + 8,1
npg x 1000
nex x Pm
donde:
npg - Moles de productos gaseosos.nex - Moles de explosivo.Pm - Peso molecular del explosivo.
Para el ejemplo anterior se obtiene un valor de 31,9moles de gas por kg de NG.
8. ENERGIA MINIMA DISPONIBLE
Se entiende por energía mínima disponible la canti-dad de trabajo que realizan los productos gaseosos deuna explosión cuando la presión permanece constantea 1 atm. Por ejemplo, la nitroglicerina al detonar pro-duce un incremento del volumen molecular del 700%,mientras que la presión resistente se mantiene cons-tante.
La ecuación diferencial para el trabajo de expansión«we'>es:
dWe = Fe X di
donde:
Fedi
= Magnitud de la fuerza.= Elemento de distancia a través de la que
se apl ica la fuerza.
Como la fuerza es igual a la presión por unidad desuperficie, puede escribirse:
dWe = P x A, x di
pero al ser «As x di» el cambio de volumen experi-mentado por los productos gaseosos, ya que «P» esconstante, se tiene:
"" SWe2
dWe = P X
welS
V2dV
VI >J'
o
We = P X (V2 - V¡)
donde:
We = Trabajo de expansión.P = Presión resistente (1 atm).V¡ = Volumende explosivo.V2 = Volumen de los gases de explosión.
Como el volumen del explosivo «V1» es desprecia-ble frente al volumen de los gases producidos «V2»,la cantidad de trabajo disponible viene dada por:
136
'-We = P X V2
Para el caso de 1g-mol de nitroglicerina, sustitu- "-yendo en la ecuación anterior, se tiene:
We = 1 atm x 171,3 litros = 171,3 litros.atmwe = 1 x 171,3 x 10,23 = 1.752,4 kgm
'--
Esa cantidad de trabajo se considera que es la "-energía mínima disponible.
"-9. TEMPERATURA DE LA EXPLOSION
Como en cualquier caso de combustión, la tempe-'--ratura absoluta viene dada por:
T = Okv
e L (m, x ce)
"-
donde: '--
°kv = Calor total desprendido a volumen constante.m, = Peso en kg de cada uno de los produc- "-
tos de la reacción.ce = Calores específicos a la temperatura Te.
Como «ce = f (Te»>,Kast y Beyling publicaron unas "-
funciones de la forma «ce = a - ~ »para cada unoede los productos, de tal manera que se puede estable- "-cer:
mlxa¡_mlxb¡Te
"-
m2 X a2 - m2 X b2Te
"-
mn x a - mn x bn_nTe "-
de donde:"-
1Te X [m 1 x al + m2 x a2 - + mn x an - - (m 1 x
x bl + m2 x b2 + - + mn x bn)] = °kV Te\....
y por tanto: T = Okv+ L m, x be L m, x a \...
La función «a -~» para los productos de explo-Te sión son: "-
Del vapor de agua (0,943 - 1153iTe)Del nitrógeno (0,234 - 49,OiTe)Del oxígeno sobrante (0,212 - 34,4iTe)Del óxido de carbono (0,246 - 67,7iTe)Del anhídrido carbónico (0,290 - 87,8iTe)
kcal/kg \...
"-
"-
Para los productos sólidos la influencia de la tem-peratura es menor y se puede despreciar, tomando
¡ así:
i
CINa - 0,219SiOz - 0,190AlzO3 - 0,200CO 3Naz - 0,362CO3Ca - 0,320MnO - 0,201CO 3Kz - 0,278CIK - 0,172CaO - 0,228FezO3- 0,145
kcal/kg
»
10. PRESION DE EXPLOSION
Para los gases perfectos se cumple la relación«PxV = RxTe», pero para los gases reales se puedeaplicar la Ley de Van der Waals:
(p + :z) x (V - b) = R x T:
E l.
d.
I I«V - b»
dn exp OSIVOSse esprecla e va or VZ ' e
donde se deduce la llamada Ley de Sarrau (b = el)
P x (V - el) = R x Te
El valor de «el» sería igual a cero en el caso de losgases perfectos, en los que «V = O» cuando «P = 00 ».
Cuando esto no ocurre «V = el», que representa elvolumen de las moléculas gaseosas.
Si además existe un cuerpo sólido incompresible alhacerse «P = 00», este sólido conserva prácticamentesu volumen «[J.'». Luego el «Covolumen», en los gasesy productos de una explosión, es igual a «eJ.+ [J.'».
Aunque éste es un concepto teórico, se acude a élpara cálculos aproximados, igualando «[J.»al volu-
BIBLlOGRAFIA,¡'
- AGUILAR, F.: «Los Explosivos y sus Aplicaciones». Edito-rial Labor, S.A. 1978.
- KONYA, C.J. y WALTER, E.J.: «Surface Blast Design».Prentice Hall. 1990.
- MANON, J. J.: «The Chemistry and Physics of Explosives».E/MJ. January, 1977.
men de los gases a 20°C por kilogramo de explosivo,dividido por 1.000, es decir:
Vuoel=-
1000
manteniendo «el'» con un valor concreto.
Si en la ecuación de Sarrau se considera «V» (vo-lumen del barreno aproximadamente igual al delcartucho, en la primera fase de la explosión) y unadensidad del explosivo «Pe»' expresada en kg/l, para
1un kg de explosivo, se tendrá «V =-» y entonces:
Pe
Pe
P = R x Te X ~ X Pe
expresión que recibe el nombre de Noble y Abel. Alproducto «RxTe» se le denomina «Presión oFuerza Específica - fs», que puede interpretarsecomo la presión de 1 kg de explosivo que ocupara unlitro de volumen y cuyos gases de explosión fueranperfectos «el = O». Es un concepto teórico que sim-
plifica algunas fórmulas y permite comparar explosi-vos.
A partir de «fs» se obtiene el valor de «P».
f 1P = ---"'-- y como - = Pe
V-el V
la presión «P» en MPa, cuando «Pe» se expresa enkg/m3, viene dada por:
10-1P = f, x Pe X o bien
. 1 - el X Pe
P = 0,03526 X VK20 X Te X ~. 1 - el X Pe
El valor de «el» ha sido estimado por Hino (1959) apartir del volumen específico «vs» (volumen del ex-plosivo o del barreno entre la masa de explosivo):
el = 0,92 x [1 - 1,07 x e-1,39XV,]
.- MUÑIZ, E.: «Apuntes de Explosivos». E.T.S. Ingenieros de
Minas de Madrid. 1986.
- PRESTON, C. J.: «New Methods in Production Blast Mo-nitoring and Optimization,>. Du Pont Canadá. Inc. 1983.
137
Capítulo 10../
../
../PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS
../
../ 1. INTRODUCCION
Los explosivos convencionales y los agentes explo-sivos poseen propiedades diferenciadoras que los ca-racterizan y que se aprovechan para la correcta selec-
../ ción, atendiendo al tipo de voladura que se desea reali-zar y las condiciones en que se debe llevar a cabo.
Las propiedades de cada grupo de explosivos per-miten además predecir cuáles serán los resultados de
.../ fragmentación, desplazamiento y vibraciones másprobables.
Las características más importantes son: potencia yJ energíadesarrollada,velocidad de detonación, densi-
dad, presión de detonación, resistencia al agua y sen-sibilidad. Otras propiedades que afectan al empleo delos explosivos y que es preciso tener en cuenta son: los
../ humos, la resistencia a bajas y altas temperaturas, ladesensibilización por acciones externas, etc.
../
J
" 2. POTENCIA Y ENERGIA../
J
La potencia es, desde el punto de vista de aplicaciónindustrial, una de las propiedades más importantes,yaque define la energía disponible para producir efectosmecánicos.
Existen diferentes formas de expresar la potencia(Strength) de un explosivo. En las antiguas dinamitas(Straight dynamites) era el porcentaje de nitroglice-rina el parámetro de medida de la potencia. Boste-riormente, con la sustitución parcial de la nitroglice-rina por otras sustancias, y la realización de ensayoscomparativos de laboratorio, se pasó a hablar dePotencia Relativa por Peso (Relative WeightStrength) y Potencia Relativa por Volumen (RelativeBulk Strength). Así, es frecuente referir la potenciade un explosivo en tantos por ciento de otro que setoma como patrón, Goma pura, ANFO, etc., al cual sele asigna el valor 100.
Existen varios métodos prácticos para medir la po-tencia o la energía disponible de un explosivo, todosellos muy discutibles debido a las peculiaridades,quepresentan y a su repercusión en los resultados cuandose comparan con los rendimientos obtenidos en lasvoladuras.
".../
"../
".../
"./
"./
"../
"./
2.1. Método Traulz
Determina la capacidad de expansión que producela detonación de 10 g de explosivo en el interior de unbloque cilíndrico de plomo. Fig. 10.1. La diferenciaentre el volumen total obtenido y el volumen inicial de62 cm 3 da el valor Traulz real.
HUECO rNrCIAL62C
@
~
I 1I II Il_J
I
MECHA
~DETONAooR
RETACAooDE ARENA
II I
EXPLOSIVO AENSAYAR, 10,.
EXPANSION ~HUECOINICIAL I "\ J,_~I
BLOQUE DE PLOMO DE20,20cm.
Figura 10.1. Ensayo Traulz.
Cuando se compara el volumen con el producidocon 7 g de ácido pícrico se obtiene el denominado«Indice Traulz». Si el explosivo de referencia es laGoma pura, la potencia se expresa en relación a lamisma como un porcentaje.
Como los explosivos más potentes tienden a dar unincremento de volumen mayor que el que correspondea su potencia real, el CERCHAR definió el Coeficientege Utilización Práctica «C.U.P.»que se basa en la com-paración de pesos de explosivos «C.x" que producenvolúmenes iguales al de una carga patrón de 10 ó 15g de ácido pícrico.
~
15C.U.P. = - x 100
C.x
2.2. Mortero Balístico
Consiste en comparar la propulsión de un morterode acero montado sobre un péndulo balística porefecto de los gases cuando se hace detonar una cargade 10g de explosivo. El ín~ice T.M.B. se calcula a partirde la ecuación: .
T.M.B. = 100 x 1 - cos a. 1 - cos ~
139
donde "CI"Y,,~» son los ángulos registrados en el retro-ceso del péndulo, correspondientes al explosivo a en-sayar y al explosivo patrón.
HilOS DELDETONADOR
I
CAMARA DE DETONACION
Figura 10.2. Mortero balística.
Los dos procedimientos descritos dan buenos re-sultados con los explosivos tipo dinamita, pero no sonaplicables a agentes explosivos, como el ANFO o loshidrogeles, debido a:
- El pequeño diámetro utilizado en el péndulo (20mm) y en el ensayo Traulz (25 mm), pues son infe-riores al diámetro crítico de e"sos explosivos.
- El retacado de 2 cm que se emplea en el ensayoTraulz es proyectado por los gases antes de queéstos efectúen un trabajo efectivo.
- En el mortero la carga se encuentra desacoplada.
"'"- y, sobre todo, esas pruebas sólo son1adecuadascuando los explosivos son sensibles a la iniciación'por detonadores y los tiempos de reacción sonpequeños.
2.3. Método de la Potencia Sísmica
Consiste en hacer detónar una carga de explosivo enun medio rocoso isótropo, y r.egistrar la perturbaciónsísmica producida a una distancia determinada.
Como explosivo patrón suele tomarse el ANFOy sesupone que la variación de las vibraciones es propor-cional a la energía del explosivo elevada a 2/3. Estemétodo se considera poco adecuado para medir laenergía disponible de un explosivo.
140
2.4. Método del Cráter
Se basa en la determinación de la Profundidad
Crítica y la Profundidad Optima, que son aquellas \
para las que una carga de explosivo rompe la roca ensuperficie y produce el cráter de mayor volumen res-pectivamente.
El principal inconveniente de este sistema se en-cuentra en la necesidad de realizar nu merosos ti ros y ladificultad de disponer de un banco de pruebas en rocahomogénea.
2.5. Método del Aplastamiento de un Cilindro
Define el Poder Rompedor de un explosivo, que estárelacionado con la capacidad de fragmentación de laroca, por medio del aplastamiento que produce unacarga sobre un molde cilíndrico de metal. Existen va-rios métodos, como son el de Kast y el de Hess, peroéste último es el más empleado.
DETONADOR ~ ~
EXPLOSIVOAENSAYAR~n100, U
~';~O,0¡OA,;~Rg ~Q
BLOQUE DE PLOMO A6Smm,40mmO ~U
JlII ,-~-, ::
- : :-~f'I 1 ~
100g 1 : I"~APLASTAMIENTO (~ml
".",., ,.",.., ».,.~~8
~~~~;P~:"s"~~~~ ~:~ESPESOR MINIMO
Figura 10.3. Ensayo Hess.
Este ensayo refleja bien la energía de la onda detensión que está ligada a la presión de detonación.
2.6. Método de la placa
Sobre una placa de acero o aluminio se detona unacarga cilíndrica de explosivo. La deformación que pro-duce da una medida cuantitativa de la energía de la
Foto 10.1. Ensayo sobre placa.
~
detonación. Los resultados de esta prueba están so-metidos a amplias variaciones si no se mantiene la
J geometría de la carga de explosivo, el punto y el sis-tema de iniciación, y además están sesgados favora-blemente hacia los explosivos con una mayor energíade la onda de choque.
J
2.7. Medida de energía bajo el agua~
Esta técnica de cuantificación de la energía desarro-llada por el explosivo fue sugerida por Cole hace más
J de 30 años, y se caracteriza por ser una de las máscompletas al permitir efectuar pruebas con unas geo-metrías de las cargas semejantes a las introducidas enlos barrenos y llegar a determinar por separado la
J energía vinculada a la onda de choque, que a partir deahora llamaremos Energía de Tensión-ET, y la ener-gía de los gases de detonación, también llamada
J Energía de Burbuja-EB, así como la posibilidad deevaluar la influencia del sistema de iniciación en laenergía desarrollada por un explosivo.
J
../
E,pIO"vo
,,'2'BU'bu)a:mr" ,, ,, ,, ,, 1, 1
1 1I 11 1, '1 1
2' Pul"'de:bU'!'UJa:
J
Pul,a delp,e"60 1
1,,1II1j
I
,I
'" Pul,a debU',buja
T'EMPO
J
TRIGGERCARGA DEEXPLOSIVO
./
CABLESOPORTE
\J NIVEL DE AGUA
./ ;'0[11811"'"1"I"""'"'~"'-
Figura 10.4. Voladuras subacuáticas para la determinaciónde la energía de un explosivo.../
./De acuerdo con Blanc (1984), si «Ph(t)" es la p~sión
de la onda de choque hidráulica y «te" el primer seudo-período de oscilación de la burbuja formada por losgases después de la detonación, se tiene:
../4 rcDS1
St1
ET =-x Ph(t) x dtPo x VH
ti1
EB = K x[ ::: r--xte3 (Fórmula de Willis)
../
../
donde:
../DS
Po= Distancia de la carga al captador de presión.- Masa volumétrica del agua.
../
VH = Celeridad de la onda de choque en el agua.t¡, t1 = Intervalo de integración.K = Constante.Ph = Presión total a la que se encuentra la
carga sumergida (Hidrostática + Atmosfé-rica).
Este método es muy útil para comparar los rendi-mientos de explosivos similares bajo las mismas con-diciones de ensayo. Actualmente, es el procedimientomás empleado para evaluar la energía de los explosi-vos, pues salvo la componente de Energía Térmica elresto quedan fielmente cuantificadas.
2.8. Fórmulas Empíricas
1. La fórmula sueca propuesta para determinar laPotencia Relativa en Peso "PRP" de un explosivoes:
5 O. 1 VGPRP = -x-+-x-6 00 6 VGo
donde:
00 - Calor de explosión de 1 kg de explosivoLFB (5 MJ/kg) en condiciones normales depresión y temperatura.
Calor de explosión de 1 kg del explosivo aemplear.
Volumen de los gases liberados por 1 kgde explosivo LFB (0,85 m3/kg).
VG - Volumen de los gases liberados por el ex-plosivo a emplear.
O.
VGo=
Como en algunas ocasiones la potencia se re-fiere al ANFO, primero puede calcularse la poten-cia con respecto al explosivo patrón LFB y el va-lor obtenido dividirse por 0,84 que es la potenciarelativa del ANFO con respecto a dicho explosivo.El ANFO tiene unos valores de «O." y "VG" de3,92 MJ/kg y 0,973 m3/kg respectivamente.
2. Paddock (1987) sugiere comparar los explosivosmediante el denominado Factor de Potencia, de-finido por
FP = PAPx x VD x P.donde:
PAPx = Potencia Absoluta en Peso del(x) (cal/g).
VD = Velocidad de detonación (m/s).
- Densidad de explosivo (g/cm3).
explosivo
P.
Si se toma el ANFO como explosivo patrón, secumplirá:
PAP ANFO= 890 cal/g
PAVANFO= PAP ANFO X P. = 890 x 0,82 = 730 cal/cm 3
141
PRPxPAPx
PAP ANFO
3. Otra expresión empleada para calcular la Poten-cia Relativa en Peso es
PRP = (Pe X VDz )1/3
Po x VD/ -
donde:
Pe = Densidad del explosivo (g/cm 3).
VD = Velocidad de detonación (mis):
Po Y VDo se refieren al explosivo patrón.
3. VELOCIDAD DE DETONACION
Es la velocidad a la que la onda de detonación sepropaga a través del explosivo y, por lo tanto, es elparámetro que define el ritmo de liberación de energía.
Los factores que afectan a la "VD" son: la densidadde la carga, el diámetro, el confinamiento, la iniciaciónyel envejecimiento del explosivo. Para los tres prime-ros, conforme aumentan dichos parámetros las "VD"resultantes crecen significativamente. Fig. 10.5.
7,5íii"E~
zQ 6U<1Zor-w04,5Woo<1oUo 3...1W>
PENTOLlTA
GELATINA 60%
SEMIGELATINA 40 %
HIDROGEL
ANFO
<1'
1,5 25 50-~IOO - 125--150 175 200 225 -250DIAMETRO DE CARGA(mm)
.ff/'Figura 10.5. Influencia del diámetro de la' carga sobre la"
velocidad de detonación (Ash, 1977).
En cuanto a la iniciación, si no es lo suficiente-
mente enérgica puede hacer que el régimen de deto-nación comience con una velocidad baja, y con res~pecto al envejecimiento, éste hace que la "VD" tam-bién disminuya al reducirse el número y volumen de lasburbujas de aire, sobre todo en los explosivos gelati-nosos, ya que son generadores de puntos calientes.
Existen diversos métodos de medida de la ,<VD",entre los que destacan:
- Método D'Autriche.- Kodewimetro.
- Cronógrafo.
142
"-3.1. Método D'Autriche
Se basa en comparar la "VD" del explosivo con lavelocidad ya conocida de un cordón detonante. Se "-coge un cordón con una longitud determinada y semarca el punto medio del mismo, que se hace coin-cidir con una señal efectuada sobre una plancha de "-plomo en la cual se apoya, y a continuación, se in-sertan los extremos del cordón dentro del explosivoa una distancia prefijada "d". La carga de explosivo, "-que puede estar alojada en un tubo metálico, se ini-cia en uno de los lados con un detonador. Como laonda de choque energ¡3tiza a su vez en instantes di-ferentes a los extremos del cordón, la colisión de las "-ondas 1 y 2 tiene lugar sobre la plancha a una dis-tancia "a" del punto medio del cordón. Así pues, la"VD.', del explosivo se determinará a partir de:
VD - VDc x de--2a "-
;- di DETONADOR
ITUBO DE LATaN CONEL EXPLOSIVO --
ONDA 2 -.f . '" ~ ONDA 1
PLANCHA DE PLOMO I IMARCA (PUNTO MEDIO DEL CaRDaN)
PUNTO DE ENCUENTRO
,- ~:",: ,:&-/ . 1
MARCA~
Figura 10.6. Método D'Autriche.
3.2. Kodewimetro
Se basa en la variación de la resistencia de un cablesonda que atraviesa axialmente una columna de ex-plosivo. Por medio de un equipo, denominado Kode-wimetro, conectado a un osciloscopio se mide la varia-ción de tensión que es proporcional a la resistencia, almantener en el circuito una intensidad de corrienteconstante. Alavanzar la onda de detonación a lo largodel explosivo, la resistencia eléctrica disminuye de-terminándose la "VD" a partir de la tensión a la cual esproporcional.
3.3. Cronógrafo
Con dos sensores introducidos en el explosivo ycolocados a una distancia determinada, puede calcu-larse la "VD»sin más que medirel tiempo de activaciónde cada sensor. En la actualidad, existen instrumentos
UNIDAD DE REGISTO
Y lECfURA
/
/I
ESCALA DE
MEDiDA
Foto 10.2. Medida de la velocidad de detonación con cronó-grafo (Kontinitro A.G.).
que son capaces de dar la "VD» directamente y conuna elevada precisión. Los sensores pueden ser eléc-tricos, o más modernamente de fibra óptica.
4. DENSIDAD
La densidad de la mayoría de los explosivos variaentre 0,8 y 1,6 g/cm3, y al igual que .con la velocidadde detonación cuanto mayor es, más intenso es elefecto rompedor que proporciona.
En los agentes explosivos la densidad puede ser unfactor crítico, pues si es muy baja se vuelven sensiblesal cordón detonante que los comienza a iniciar antesde la detonación del multiplicador o cebo, o de locontrario, si es muy alta, pueden hacerse insensibles yno detonar. Esa densidad límite es la denorrrrnadaDensidad de Muerte, que se definirá más adelante.
La densiqad de un explosivo es un factor importantepara el cálculo de la cantidad de carga necesaria parauna voladura. Por regla general, en el fondo de losbarrenps, que es donde se necesita mayor concentra-ción de energía para el arranque de la roca, se utilizanexplosivos más densos, como son los gelatinosos ehidrogeles, mientras que en las cargas de columna serequieren explosivos menos densos; como son los pul-verulentos y los de base ANFO.
La concentración lineal de carga «q¡» en un ba-rreno de diámetro "D» y una densidad "P.», se cal-cula a partir de:
q¡ (kg/m) = 7,854 x 10-4 X P. X D2
donde:
P. = Densidad del explosivo (g/cm 3).
D = Diámetro de carga (mm).
Cuando los barrenos tienen una gran longitud, unfenómeno que suele estar presente es la variación de ladensidad del explosivo a lo largo de la co]umna delmismo, como consecuencia de la presión hidrostática.En la Figura 10.7. se representan las curvas correspon-dientes a la densidad en el fondo del barreno y la den-sidad media de toda la columna, en función de su altu-ra, para una emulsión con una densidad de encartucha-do de 1,02 g/cm3y una densidad básica de 1,35 g/cm3,cargada en barrenos de 250 mm de diámetro.
~ 1,40'1'" ,E Ia,1,35:~ I
o« 1,30o1i5 ,
as 1,251o I
DENSIDAD EN ELFONDO DEL BARRENO -"" ------....-
".."",..
",,""././/
II
I
1,20
1,15
1,05
1,00o 5 10 15 20 25 30 35 40
LONGITUD DE COLUMNA (m)
Fig. 10.7. Curvas de densidad de una emulsión en función dela profundidad de los barrenos en condiciones secas.
5. PRESION DE DETONACION
La presión de detonación de un explosivo es funciónde la densidad y del cuadrado de la velocidad de deto-nación. Se mide en el plano C-J de la onda de detona-ción cuando se propaga a través de la columna deexplosivo, como ya se ha indicado.Aunque la presión de detonación de un explosivo
depende, además de la densidad y de la "VD», de losingredientes de que esté compuesto, una fórmula quepermite estimar dicho parámetro es: !
VD2PD = 432 x 10-6 X P. x
1 + 0,8 x P.
donde:
PD = Presión de detonación (Mpa).
P. = Densidad del explosivo (g/cm 3).
VD = Velocidad de detonación (m/s).
143
Los explosivos comerciales tienen una «PD» quevaría entre 500 y 1,500 MPa. Géneralmente, en rocasduras y competentes la fragmentación se efectúa másfácilmente con explosivos de alta presión de detona-ción, debido a la directa relación que existe entre estavariable y los mecanismos de rotura de la roca.
6. ESTABILIDAD
Los explosivos deben ser químicamente estables yno descomponerse en condiciones ambientales nor-males. Un método de probar la estabilidad es mediantela prueba Abel, que consiste en el calentamiento deuna muestra durante un tiempo determinado y a unatemperatura específica, observando el momento enque se inicia su descomposición. Por ejemplo, la nitro-glicerina a 80°C tarda 20 minutos en descomponerse.
La estabilidad de los explosivos es una de las pro-piedades que está relacionada con el tiempo máximode almacenamiento de dichas sustancias para que és-tas no se vean mermadas en los efectos desarrolladosen las voladuras.
7. RESISTENCIA AL AGUA
Es la capacidad para resistir una prolongada exposi-ción al ag ua si n perder sus características. Varía deacuerdo con la composición del explosivo y general-mente está vinculada a la proporción de nitroglicerinao aditivos especiales que contengan, así las gomas, loshidrogeles y las emulsiones son muy resistentes alagua. Las sales oxidantes, como el nitrato amónico enel ANFO, disminuyen intensamente la resistencia alagua pues son muy higroscópicas.
La escala de clasificación generalmente aceptada vadesde: Nula, Limitada, Buena, Muy Buena y Excelente.En la primera, el explosivo no tiene ninguna resistenciaal agua, mientras que la última, garantiza una exposi-ción superior a 12 horas.
Foto 10.3. Resistencia al agua.
144
8. SENSIBILIDAD
Esta característica engloba varios significados de-pendiendo del tipo de acción exterior que se produzcasobre el explosivo.
- Acción controlada. La sensibilidad aquí es equiva-lente a la aptitud a la detonación por un iniciador(e.g. un detonador).
- Acción incontrolada. La sensibilidad es una me-
dida de la facilidad con la que un explosivo puedeser detonado por calor, fricción, impacto o choque.
8.1. Sensibilidad a la iniciación
Los explosivos deben ser suficientemente sensiblespara ser detonados por un iniciador adecuado. Estacapacidad varía según el tipo de producto, así porejemplo, para la mayoría de los explosivos gelatinososse emplean detonadores, mientras que los agentes ex-plosivos requieren en general de un multiplicador ocartucho cebo de mayor presión y velocidad de deto-nación.
El ensayo de sensibilidad a la iniciaciónse realizasobre una placa de plomo en la que se deposita uncartucho de explosivo con unas dimensiones determi-nadas ycon diferentesdisparosse determina la poten-cia mínima del detonador que se precisa. Una clasifi-cación que se emplea es la siguiente: Explosivos sen-sibles al detonador n° 8 (Cap sensitives) y los no sensi-bles al detonador n° 8 (Non cap sensitives). El citadodetonador, que es el más utilizado, tiene una carga de2 g mezcla de fulminato de mercurio (80%) y cloratopotásico (20%) o una carga de pentrita prensada equi-valente.
8.2. Sensibilidad al choque y a la fricción
Algunos explosivos pueden detonar por efecto deestímulos subsónicos, tales como: choques o fricción.Por seguridad es importante conocer su grado de sen-sibilidad frente a estas acciones, especialmente du-rante su manipulación y transporte.
El ensayo de resistencia al choque suele realizarsecon un martillo de caída (Kast),que consiste en colocarsobre un yunque una muestra de explosivo, general-mente de 0,1 g, sobre la que se deja caer un peso deacero de 0,5 a 10 kg, desde diferentes alturas, paraobservar si explosiona o no.
A título de ejemplo, con un martillo de 2 kg, el fulmi-nato de mercurio detona con una altura de caída de 1 a2 cm, la nitroglicerina con 4 a 5 cm, la dinamita con 15 a30 cm, y los explosivos amoniacales con caídas de 40 a50 cm.
El ensayo de fricción más utilizado es el de JuliusPeter, en el cual se somete a un explosivo a un procesode rozamiento entre dos superficies de porcelana sinbarnizar sobre las que se ejercen diferentes presiones.Tras la prueba se puede apreciar si ha existido carbo-nización, deflagración o explosión. Los resultados seexpresan en kg, que corresponde a la presión con la
~que actúa el punzón de porcelana sobre la plaquita en
~. la que se deposita el explosivo.~
8.3. Sensibilidad al calorJ
Los explosivos al ser calentados de forma gradualllegan a una temperatura en que se descomponen re-
-./ pentinamente con desprendimientos de gases, au-mentando poco a poco hasta que al final se produce
- . una deflagración o bien una pequeña explosión. Aesa-" temperatura se la denomina «punto de ignición».
En la pólvora varía entre 3000y 350°CYen los explo-sivos industriales entre 180°y 230°C.
Esta característica es diferente de la sensibilidad al-J fuego, que indica su facilidad de inflamación. Así, la
pólvora a pesar de su buen grado de sensibilidad alcalor es muy inflamable, explosionando hasta con una
-../ chispa, lo mismo que la nitrocelulosa.
-./8.4. Diámetro crítico
Las cargas de explosivo con forma cilíndrica tienen--./ un diámetro por debajo del cual la onda de detonación
no se propaga o si lo hace es con una velocidad muypor debajo a la de régimen, a dicha dimensión se la
--./ denomina «Diámetro crítico».Los principales factores que influyen en el diámetro
crítico de un explosivo son: el tamaño de las partículas,-../ la reactividad de sus constituyentes, la densidad y el
confinamiento de los mismos.
,_/
9. TRANSMISION DE LA DETONACION--./
Latransmisión por «simpatía» es el fenómeno que seproduce cuando un cartucho al detonar induce en otro
/ próximo su explosión.Una buena transmisión dentro de los barrenos es la
garantía para conseguir la completa detonación de las--./ columnas de explosivo. Pero cuando esos barrenos se
hallan próximos o las cargas dentro de ellos se diseñanespaciadas, se puede producir la detonación por sim-
.J patía por medio de la transmisión de la onda de te'nsióna través de la roca, por la presencia de aguas subterrá-neas y discontinuidades estructurales o por la propia
--./
\ \
~crs \,om\:3 o:=s ~
\12 cm \
~ O=s=8=:=J--./
.J
JFigura 10.8. Ensayo de transmisión por simpatía,
-'
presión del material inerte de los retacados interme-dios sobre las cargas adyacentes. En todos estos casoslos resultados de frag mentación y vibraciones se veránperjudicados seriamente.
Uno de los métodos para medir la capacidad o apti-tud de la propagación por simpatía, también definidocomo «Coeficiente de Autoexcitación», consiste endeterminar la distancia máxima a la que un cartuchocebado hace explotar a otro cartucho receptor sincebar, estando ambos dispuestos en línea según sueje y apoyados bien sobre una superficie de tierra ometálica, o incluso, dentro de tubos de diferentesmateriales o al aire.
En la mayoría de los explosivos industriales las dis-tancias máximas hasta las que se produce la detona-ción por simpatía están entre 2 y 8 veces su diámetro,dependiendo del tipo de explosivo. Las medidas de losCoeficientes de Autoexcitación pueden efectuarse deforma Directa o Inversa, aunque en este último casosólo se transmite aproximadamente el 50% de la ener-gía que da la Directa.
Los factores que modifican los resultados de estaspruebas son: el envejecimiento, el calibre de los cartu-chos y el sistema utilizado para hacer la prueba,
En cuanto a la transmisión de la detonación entrecargas cilíndricas con barreras inertes, se ha investi-gado poco desde el punto de vista práctico, pues lamayor parte de las experiencias se han llevado a cabointerponiendo entre la carga cebo y la receptora mate-riales homogéneos sólidos o líquidos, pero no mate-riales granulares como los que se emplean en los reta-cados intermedios, grava de trituración, arena o detri-tus de perforación.
10. DESENSIBILlZACION
En muchos explosivos industriales, se ha observadoque la sensibilidad disminuye al aumentar la densidadpor encima de un determinado valor. Este fenómeno,es más acusado en aquellas composiciones o agentesexplosivos que no contienen sustancias como el TNT,la Nitroglicerina, etc,
Para los hidrogeles y las mezclas tipo ANFO la varia-ción de sensibilidad con la densidad es mucho mayorque para los explosivos gelatinosos,
Ej) la Fig. 10.9, se observa la influencia de la densi-dad del ANFO sobre la «VD». Por encima de valores de1,1 g/cm 3 lavelocidad cae drásticamente, por lo que alas densidades y a las presiones que producen esosniveles de confinamiento se las denominan como«Densidades y Presiones de Muerte»,
La desensibilización puede estar producida por:
- Presiones hidrostáticas y- Presiones dinámicas.
El primer caso sólo se suele presentar en barrenosmuy profundos y no es por esto muy frecuente.
En la desensibilización dinámica pueden distin-guirse a su vez tres situaciones:
145
2d . d \\ \
,0"\ \)0"\ \) ;--J "\) 0"\ ")
INVERSA DIRECTA
VALORES REALES-- VALORES TEORICOS QUE SE
6.000r OBTENDRIAN EN LA PRACTICACON CARGAS DE GRAN /DIAMETRO
~// REACCION DEBILRENDIMIENTO Y
~ PRESIONES BAJAS/
5.400
~.::: 4.800E2Q 4.200u«2Ot;j 3.600o
INTERVALO DE DEN-SIDADES PARA REN-DIMIENTO OPTIMO
woo 3.000«ouO 2.400-'w>
1.800
1.200
02 0.4 0.6 0.8 1.0 1.2 -1.4
DENSIDAD (gm ¡cm')
Figura 10.9. Velocidad de detonación del ANFO en funciónde la densidad.
10.1. Desensibilización por cordón detonante
Los cordones detonantes de medio gramaje no ini-cian correctamente a los hidrogeles y emulsiones eincluso pueden llegar a hacerlos insensibles a otrossistemas de cebado.
La explicación para los diferentes tipos de explosi-vos no es siempre la misma:
- Para el ANFO,el cordón detonante, según su po-tencia, lo inicia parcialmente o no crea más que unrégimen de detonación débil.
- En los hidrogeles, los cordones son insuficientespara crear una onda de detonación estable com-primiendo las burbujas generatrices de «puntoscalientes» haciéndolas insensibles a los efectos deun multiplicador o una onda de choque posterior.
- En las emulsiones, los cordones poco potentespueden romper las estructura de composición pre-.vista para aportar al explosivo su sensibilidad páraun cebado posterior.
ifTodos estos fenómenos dependen en gran medida"
del diámetro de la carga.
10.2. Desensibilización por efecto canal
Si una columna de explosivo encartuchado se intro-duce en un barreno de mayor diámetro, la detonaciónde la carga va acompañada por un flujo de gases que seexpanden por el espacio anular vacío comprimiendo alaire. El aire a alta presión ejerce una presión lateralsobre el explosivo, por delante del frente de detona-ción, resultando un aumento de la densidad y por con-siguiente una desensibilización del mismo que puedeprovocar una caída de la velocidad de detonación.
146
.'-.--
~
J I
'--~;::,i:::' '" ""<TOO", m~""'"
"--
R
'--
Figura 10.10. Efecto canal producido sobre un cartucho de ex-plosivo dentro de un barreno de mayor diámetro. '-----
'-----10.3. Presión ejercida por cargas adyacentes
La desensibilización originada por la detonación decargas adyacentes puede ser debida al: '--
- Paso a través de la carga de la onda de choquegenerada por otras adyacentes.
- Deformación lateral del barreno y consiguiente es-trechamiento de la carga debido al movimiento dela roca o agua subterránea.
- Compresión de la carga por empuje del material deretacado intermedio y
Por infiltración de los gases de explosión a través ',--de fisuras o fracturas abiertas en el macizo.
'-----
',--
"'-
11. RESISTENCIAS A LAS BAJAS TEM-PERATURAS .---
Cuando la temperatura ambiente se encuentre pordebajo de los BOC,los explosivos que contienen nitro- '--glicerina tienden a congelarse, por lo que se sueleañadir una cierta cantidad de nitroglicol que hace bajarel punto de congelación a unos -20°C. '--
----12. HUMOS
La detonación de todo explosivo comercial produce ',,-
vapor de agua, nitrógeno, dióxido de carbono, yeven-tualmente, sólidos y líquidos. Entre los gases inocuoscitados existe siempre cierto porcentaje de gases tóxi- '--cos como el monóxido de carbono y los óxidos denitrógeno. Al conjunto de todos esos productos resul-tantes se le designa por «humos».
De acuerdo con la proporción de los gases nocivos,se ha establecido una escala de clasificación por gradode toxicidad para la exposiCión de los operadores des-pués de las voladuras. "-
"-
'--
-/TABLA 10.1. CLASES DE HUMOS (INSTITUTE
OF MAKERS OF EXPLOSIVES. EE.UU.)
-/
.J
.-'"
J Estas cifras se refieren a los gases producidos por eldisparo de una carga de 200 g de explosivo, con su
- envoltura de papel, en la denominada «Bomba Bichel»..J
J
-/ BIBLlOGRAFIA
-J - BLANC, J. P., et THIARD, R.: «L'Energie des Explosifs».Explosifs, 1984.
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.-/
.-/
~
--'
4'
J
J
~
J
'-
J
J
~
J
Según esa clasificación los explosivos de primera ca-tegoría pueden ser empleados en cualquier labor sub-terránea, los de segunda sólo en las que se garanticebuena ventilación y los de tercera SÓlO en superficie.
Los agentes explosivos como el ANFO son más tóxi-cos que las dinamitas, pues generan mayor proporciónde óxidos de nitrógeno. De acuerdo con algunas in-vestigaciones, la toxicidad del NOz puede llegar a serhasta 6,5 veces mayor que la del CO para una concen-tración molar dada.
En España, las concentraciones límites de gases enlabores subterráneas que son admisibles, en períodosde ocho horas o tiempos más cortos, están especifica-das en la Instrucción Técnica Complementaria:04.7.02.
- LOPEZ JIMENO, E.: «Implantación de un Método de Cál-culo y Diseño de Voladuras en Banco». Tesis doctoral.ETS de Ingenieros de Minas de Madrid, 1986.
- MOHANTY, B.: «Energy, Strength and Performance andtheir Implications in Rating Commercial Explosives». SEE,1981.
- MUÑIZ, E.: «Notas de clase». ETS de Ingenieros de Minasde Madrid, 1986.
- «Tipos de Explosivos y Propiedades». I Curso sobre Inge-niería de Arranque de Rocas con Explosivos en Proyec-tos Subterráneos. Fundación Gómez Pardo, marzo 1986.
- UNION ESPAÑOLA DE EXPLOSIVOS: «Explosivos y Acce-sorios».
147
VOLUMEN DE GASES NOCIVOSCATEGORIA, (CO-NOz)-dm3
1.a O - 4,532.a 4,53 - 9,343.a 9,34 - 18,96
/
Capítulo 11/
J
. EXPLOSIVOS INDUSTRIALES.J
./ 1. INTRODUCCION
J Los explosivos químicos industriales se clasificanen dos grandes grupos según la velocidad de suonda de choque.
J a) Explosivos rápidos y detonantes. Con velocida-des entre 2.000 y 7.000 mis; y
b) Explosivos lentos y deflagrantes. Con menos de.J 2.000 mis.
Los deflagrantes comprenden a las pólvoras, com-' puestos pirotécnicos y compuestos propulsores para
artillería y cohetería, casi sin ninguna aplicación en laminería o ingeniería civil, salvo en el caso de rocasornamentales.
Los explosivos detonantes se dividen en Primarios ySecundarios según su aplicación. Los Primarios por sualta energía y sensibilidad se emplean como iniciado-
/ res para detonar a los Secundarios, entre ellos pOde-mos mencionar a los compuestos usados en los deto-nadores y multiplicadores (fulminato de mercurio,
--" pentrita,hexolita,etc.).LosSecundariosson losque seaplican al arranque de rocas y aunque son menos sen-sibles que los Primarios desarrollan mayor trabajo útil.
/ Estos compuestos son mezclas de sustancias explosi-vas o no, cuya razón de ser estriba en el menor preciode fabricación, en el mejor balance de oxígeno obte-
- nido, y en las características y propiedades que con---" fieren los ingredientes a las mezclas en lo relativo a
sensibilidad, densidad, potencia, resistencia al agua,etc.
.J Los explosivos industriales de uso civil se dividen asu vez en dos grandes grupos, que en orden de impor-- tancia por nivel de consumo y no de aparición en"elmercado son:
--"
.J
A. Agentes explosivos.J
.J
Estas mezclas no llevan, salvo algún caso, ingre-dientes intrínsecamente explosivos. Los principalesson:
.J
- ANFO- ALANFO- HIDROGELES
- EMULSIONES- ANFOPESADO.J
-"
./
B. Explosivos convencionales
Precisan para su fabricación de sustancias intrínse-camente explosivas que actúan como sensibilizadoresde las mezclas. Los más conocidos son:
- GELATINOSOS- PULVERULENTOS- DE SEGURIDAD
En este capítulo se exponen las características bási-cas de cada explosivo, las sustancias constituyentes yla influencia de diferentes parámetros sobre la eficien-cia alcanzada en las voladuras de rocas.
2. AGENTES EXPLOSIVOS SECOS
Este grupo engloba, como ya se ha indicado, todosaquellos explosivos que no son sensibles al detonadory en cuya composición no entra el agua. El factor co-mún es en todos ellos el Nitrato Amónico,Fig. 11.1, porlo que seguidamente se analizarán algunas de sus pro-piedades.
2.1. Nitrato Amónico
El Nitrato Amónico (NH4NO3)es una sal inorgánicade color blanco cuya temperatura de fusión es 160,6°C.Aisladamente, no es un explosivo, pues sólo adquieretal propiedad cuando se mezcla con una pequeñacantidad de un combustible y reacciona violentamentecon él aportando oxígeno. Frente al aire que contieneel 21% de oxígeno, el NAposee el 60%.
Aunque el NApuede encontrarse en diversas formas,en la fabricación de explosivos se emplea aquel que seobtiene como partículas esféricas o prills porosos, yaque es el que posee mejores características para ab-sorber y retener a los combustibles líquidos y es fácil-mente manipulable sin que se produzcan apelmaza-mientas y adherencias.
La densidad del NA poroso o a granel es aproxi-madamente 0,8 g/cm3, mientras que las densidadesde las partículas del NAno poroso se acercan a la delos cristales (1,72 g/cm3), pero con valores algo infe-riores (1,40-1,45 g/cm3) debido a la microporosidad.El NA de mayor densidad no se emplea debido a queabsorbe peor al combustible y por lo tanto reacciona
/149
~RATO AMONICO J
'--
AGENTEEXPLOSIVO
SECO-DENSIFICADO
AGENTE
EXPLOSIVO
SECO (ANFO)
"-
"
'--
ALUMINIOPOLlESTIRENO
EXPANDIDOUREA
"
'--
AGENTEEXPLOSIVO
SECO-ALUMINIZADO(ALANFO)
AGENTE EXPLOSIVODE MUY BAJA
DENSIDAD PARAVOLADURAS DE
CONTORNO (ANFOPS) '--
AGENTE EXPLOSIVOPARA BARRENOS
CON ALTATEMPERATURA
Figura 11.1. Agentes explosivos secos con base Nitrato Amónico.
más lentamente con él en el proceso de detonación.Normalmente, el NAutilizado tiene una microporo-
sidad del 15%, que sumada a la macroporosidad seeleva al 54%.
En cuanto al tamaño de las partículas suele variarentre 1 y 3 mm.
El NA en estado sólido cuando se calienta por en-cima de 32,1°C, cambia de forma cristalina:
~ ortorrómbiCOtDensidad del cristal = 1,72 g/cm3+ 32YC
y Ortorrómbico Densidad del cristal = 1,66 g/cm 3
Esta transición es acompañada de un aumento devolumen del 3,6%, produciéndose seguidamente larotura de los cristales en otros más pequeños. Cuandolos cristales y se enfrían y existe algo de humedadtienden a aglomerarse formando grandes terrones.
La solubilidad del NAen el agua es grande y varíaampliamente con la temperatura:
A 10°C el 60,0% solubilidadA 20°C e1 65,4% solubilidadA 30°C el 70,0% solubilidadA 40°C el 73,9% solubilidag"
de ahí que el ANFO no se utilice en barrenos húmedos.
La higroscopicidad es también muy elevada, pu-diendo convertirse en líquido en presencia de aire conuna humedad superior al 60%. La adición de sustan-cias inertes hidrofílicas como el caolín o las arcillas en
polvo evitan que el NAabsorba humedad, aunque tam-bién disminuyen su sensibili.dad.
La temp~ratura ambiente juega un papel importanteen el proceso de absorción de la humedad.
En ocasiones, los granos de NA se protegen consustancias hidrófugas que impiden su humedeci-miento superficial.
El NA es -completamente estable a temperatura am-
150
'--
biente, pero si se calienta por encima de 200°C en unrecipiente cerrado puede llegar a detonar. La presen- '--cia de compuestos orgánicos acelera la descomposi-ción y baja la temperatura a la cual ésta se produce. Asícon un 0,1% de algodón el NA empieza a descompo-nerse a los 160°C. "-
TABLA 11.1
'--
'--
"-
2.2. ANFO'--
En 1947 tuvo lugar una desastrosa explosión deNitrato Amónico en Texas City (Estados Unidos), yaque esa sustancia se había intentado proteger con "-
parafinas, y sólo un 1% de ésta ya constituía un buencombustible sensibilizante del NA.
Aparte de la propia catástrofe, este hecho hizo "-centrar la atención de los fabricantes de explosivosen el potencial energético del NA y de sus posibilida-des como explosivo dado su bajo precio.
Cualquier sustancia combustible puede usarse con "-
el NA para producir un agente explosivo. En EstadosUnidos a finales de los años 50 se empleaba polvo decarbón pero, posteriormente, fue sustituido por "-combustibles líquidos ya que se conseguían mezclasmás íntimas y homogéneas con el NA. El productoque más se utiliza es el gas-oil, que frente a otros "-líquidos como la gasolina, el keroseno, etc., presentala ventaja de no tener un punto de volatilidad tanbajo y, por consiguiente, menor riesgo de explosio-nes de vapor.
'-
TEMPERATURA HUMEDADA PARTIRDE LA CUALAMBIENTE EMPIEZALA ABSORCION
10°C 76%21°C 64%32°C 59%
.-/
J
.J
---,
.-/
.-/
.J
-'"
.J
.J
J
J
---/ Foto 11.1. Gránulos o prills de nitrato amónico.
JLos aceites usados se han aprovechado también
como combustible, pero tienen los inconvenientes de
reducir la sensibilidad a la iniciación y propagación,
J la velocidad de detonación y el rendimiento energé-
tico. Debido a sus altas viscosidades tienden a per-
-, manecer en la superficie de los gránulos de NA ocu-
J pando los macroporos. Actualmente, no está justifi-cado desde un punto de vista económico la sustitu-
ción total o parcial del gas-oil por aceites usados
debido a los inconvenientes que entrañan estos pro-
J ductos.
El contenido de combustible juega un papel im-,
-. portantísimo sobre las diferentes propiedades del
J ANFO. La reacción de descomposición del sistema
equilibrado en oxígeno es:
3NH4NO3 + CHz ---> 3Nz + 7HzO + COzJ
produciendo unas 920 kcal/kg, que puede ser inferior
en los productos comerciales según el contenido en
materias inertes, y un volumen de gases de 970 1.La
mezcla estequiométrica corresponde a un 95,3% de
NA y un 5,7% de gas-oil, que eql!ivalen a 3,7 litros de
éste último por cada 50 kg de NA.
La influencia que tiene el porcentaje de combustible
sobre la energía desprendida y velocidadde detona-ción quedan indicadas en la Fig. 11.2.
Se ve pues que no interesan ni porcentajes inferiores
ni superiores al indicado si se pretende obtener el
J
J
J
J
- 1.00o>'""-
"8 900'"
« 800u:2'«Z 700(5o:2''" 600W....
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~ 4001
5,500
Y.D.
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5.000 i5(3
--- 14.500 ;:::o....
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BALANCE 02(+)~ ¡-BALANCE o,H
3.500 o«o
3.000 (3o..JW
2.500 >
4 106
PORCENTAJE DE GAS-OIL
Figura 11.2. Variación de la Energia termodinámica y Velo-cidad de detonación del ANFO con el contenido de gas-oil.
máximo rendimiento en las voladuras. En ocasiones,como por ejemplo épocas de verano, se suele añadirmás gas-oil al ANFO, pues puede llegar a perderse porel calor hasta e150% del combustible, con una mermaimportante en la eficiencia. El control de calidad delANFO es sencillo, pues consiste en la extracción delgas-oil de una muestra por medio de éter, Fig. 11.3, Ymedida del peso de la misma antes y después del pro-ceso.
DESECADOR
ETER
MUESTRADEANFO
FILTRO
- BOMBADEVACIO
ETER Y GAS-OIL
Figura 11.3. Procedimiento de laboratorio para medir elporcentaje de gas-oil.
También el contenido de combustible afecta a lacantidad de gases nocivos desprendidos en la explo-sión (CO+NO),Fig. 11.4. Cuando en las voladuras loshumos producidos tienen color naranja, ello es un in-dicativo de un porcentaje insuficiente de gas-oil, o bienque el ANFO ha absorbido agua de los barrenos o no seha iniciado correctamente.
La variación de sensibilidad con la cantidad de com-bustible también es acusada, pues con un 2% de gas-oilla iniciación puede conseguirse con un detonador,
151
0,05
0,25enOO:::::
(/) 0,20W.-JO:;;;:
0,15
0,10
2 4GAS-OIL(%)
10
3,0
Figura 11.4. Humos producidos por diferentes porcent'3.jesde gas-oil.
zo~'"("2~ 2,5;!;ww:;;o::::>
§!~ 2,0
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f'!~...Jz3::::>1,0¡¡:z-o00
2r3 5 6 7 8
PORCENTAJE DE GAS-OIL
r4
Figura 11.5. Sensibilidad del ANFO a la iniciación.
,9
aunque la energía disponible es muy baja, y con unacantidad superior al 7% la sensibilidad inicia! decrecenotablemente.
Tal como se ha indicado anteriormente con el NA,elagua es el principal enemigo del ANFO,pues absorbeuna" gran cantidad de calor para su vaporización yrebaja considerablemente la potencia del explosivo.En cargas de 76 mm de diámetro una humedad supe-rior al 10% produce la insensibilización del agente
DIAMETRO DE LA CARGA-76mm
~ 3.600E
~ 3.300Uc¡Zo 3.0001-IJ.JoIJ.J 2.700o
oc¡ou
3 2.100IJ.J>
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S) ,/C;,\';/7V
,>~r'>~/
2.400t -\)~~'P-7s,V
o 6 82 4
PORCENTAJE DE AGUA
FALLOS\\
---
10
Figura 11.6. Influencia del contenido de agua sobre la velo-cidad de detonación.
152
"-
explosivo. En tales casos el único recurso de empleoconsiste en envolver al ANFO en recipientes o vainasimpermeables al agua.
Las características explosivas del ANFO varían tam- ',-bién con la densidad. Conforme ésta aumenta la velo-
cidad de detonación se eleva, pero también es másdifícil conseguir la iniciación. Por encima de una den- '--sidad de 1,2 g/cm3 el ANFO se vuelve inerte no pu-diendo ser detonado o haciéndolo sólo en el área in-mediata al iniciador. "-
El tamaño de los gránulos de NA influye a su vez en ladensidad del explosivo. Así, cuando el ANFO se reducea menos de 100 mallas su densidad a granel pasa a ser0,6 g/cm3,lo que significa que si se quiere conseguir "-una densidad normal entre 0,8 y 0,85 g/cm 3 para alcan-zar unas buenas características de detonación será
preciso vibrarlo o compactarlo.Por otro lado, el diámetro de la carga es un paráme-
tro de diseño que incide de forma decisiva en la veloci-dad de detonación del ANFO. Fig. 11.7.
- 5000
~EZ 4.500oUet
i5 4.000f-IJ.JoW 3.500ooc¡o 3,00ooo.-J~ 2.500
2.000
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'--
'--
'--
\..-..
.'--..-
'--o 50 100 150 200 300250 350
DIAMETRO DEL BARRENO (mm)
Figura 11.7. Influencia del diámetro de la carga sobre la "-velocidad de detonación.
El diámetro crítico de este explosivo está influen- '--ciado por el confinamiento y la densidad de carga.Usado dentro de barrenos en roca con una densidad agranel de 0,8 g/cm 3 el diámetro crítico es de unos 25 ,
mm, mientras que con 1,15 g/cm3 se eleva a 75 mm. '---5.400
.......
E;; 4.800o¡:¡eti5 4.200""wowo 3.600oeto
g 3.000...JW>
"-
'--
'--INICIADOR DE PENTOLlTA
(450 g)
rUBO DEFIBRA
"-TUBO DE TUBO DE TUBO DE BARRENO BARRENOPLASTICO ACERO HIERRO EN PIZARRA EN CALIZA
SIN CONFINAR CONFINADO
Figura 11.8. Variación de la velocidad de detonación con el "-confinamiento.
"-
1.05lOE
1.00o.....",'
o.95 c¡
o
(ñ.90 Z
IJ.Jo
.85
.-/La sensibilidad de iniciación del ANFO disminuye
conforme aumenta el diámetro de los barrenos. En la
~, práctica los multiplicadores de 150 g son efectivos en../ diámetros de carga inferiores a los 150 mm, y por en-
cima de ese calibre se recomiendan multiplicadores de400 a 500 g.
Aunque el ANFO se emplea predominantementecomo carga a granel, es importante saber que la ener-gía por metro lineal de columna disminuye con el de-
../ sacoplamiento. Cuando el confinamiento de la cargano es grande la "VD» y la presión máxima sobre lasparedes de los barrenos disminuyen.
.-/
.-/2.3. ALANFO
~
Como la densidad del ANFO es baja, la energía que../ resulta por unidad de longitud de columna es pequeña.
Para elevar esa energía, desde 1968 se viene aña-~, diendo a ese agente explosivo productos como el Alu-../ minio con unos buenos resultados técnicos yeconó-
micos, sobre todo cuando las rocas son masivas y loscostes de perforación altos.
Cuando el aluminio se mezcla con el nitrato amónicoy la cantidad es pequeña la reacción que tiene lugar es:
2AI+ 3NH4NO3-> 3Nz + 6HzO+ AlzO+ 1650 cal/g
../
./
Pero si el porcentaje de aluminio es mayor, la reac-ción que se produce es:
./2AI+ NH4NO3-> Nz + 2Hz + AlzO3+ 2300 cal/g
En la Fig. 11.9 se indica la energía producida por elALANFO con respecto al ANFO para diferentes canti-dades de metal añadidas.
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25
"
5 10 15 2bPORCENTAJE DE ALUMINIOEN EL ANFO
Figura 11.9. Efecto del Aluminio sobre la Energia desarro-llada con respecto a una misma cantidad de ANFO../
" El límite práctico, por cuestiones de rendimiento yeconomía se encuentra entre el 13 y el15 %. Porcenta-jes superiores al 25% hacen disminuir la eficienciaenergética.
Las especificaciones que debe cumplir el aluminioson: en cuanto al tamaño que se encuentre casi el
./
./
./
100% entre las 20 y las 150 mallas y en cuanto a lapureza que sea superior al 94%.
En estos agentes explosivos, la pureza no es tancrítica como en los hidrogeles, ya que no es de temer laacción galvánica producida por los cambios de pH.Esto significa que restos o desechos de aluminio deotros procesos pueden emplearse en la fabricación delALANFO.
El límite inferior de tamaño es debido a que si el Al
está en forma de polvo pueden producirse explosionesincontroladas.
3. HIDROGELES
Los hidrogeles son agentes explosivos constituidospor soluciones acuosas saturadas de NA, a menudocon otros oxidantes como el nitrato de sodio y/o el decalcio, en las que se encuentran dispersos los com-bustibles, sensibilizantes, agentes espesantes y gelati-nizantes que evitan la segregación de los productossólidos.
El desarrollo de estos explosivos tuvo lugar a finalesde la década de los 50 cuando Cook y Farnam consi-guieron los primeros ensayos positivos con una mez-cla del 65% de NA, 20% de Al y 15% de agua.
Tras esos primeros resultados, Cook empezó a utili-zar como sensibilizante el TNT, y así comenzó en Ca-nadá la fabricación comercial bajo patente, extendién-dose después a Estados Unidos.
Posteriormente, se realizaron las primeras experien-cias con hidrogeles sensibilizados con aluminio. Estemetal planteaba serios problemas de empleo, puesreaccionaba con el agua a temperatura ambiente des-prendiendo hidrógeno. Para evitar ese fenómeno sepasó a proteger las partículas de aluminio con pro-ductos hidrófugos.
Ya en 1969 la Dupont desarrolló unos nuevos hidro-geles que se caracterizaban por no contener los com-puestos explosivos tradicionales, ni metales particu-lados como sensibilizantes fundamentales, sino queincorporaban como combustible sustancias orgánicascomo las derivadas de las aminas, parafinas, azúcares,etc.
En la Fig. 11.10 se indican los principales tipos deex'plosivos acuosos obtenidos a partir del NitratoAmónico, en dos grandes grupos que son los hidroge-
Iys y las emulsiones con sus mezclas.Gentrándonos en los hidrogeles que se emplean
actualmente, el proceso de fabricación se basa en elmezclado .de una solución de oxidantes con otra denitrato de monometilamina (NMMA) Y la adición dediversos productos sólidos y líquidos, tales como oxi-dantes, espesantes, gelatinizant'es, etc.
La solución de oxidantes está constituida por agua,
nitrato amónico y nitrato sódico, a la que se aportatio-urea y parte de las gomas que permiten conseguiruna viscosidad alta para retener las burbujas de gas. Elnitrato sódico tiene las ventajas de disponer de una
gran cantidad de oxígeno y de disminuir el punto decristalización de las soluciones salinas.
La solución de NMMA se prepara calentando losbidones en los cuales se transporta, ya que ésta se
153
'--
"-
'-TNT
EXPLOSIVOS CONV.XPLOSIVOS CON N(1." GENERACION)
ALUMINIO
(2' GENERACION)
ALUMINIONITRATO AMINAMICROBALONES. yOTROS SENSIBILlZ.(3." GENERACION)
EMULSIFICANTESAGUA
MICROBALONES '--
HIDROGELSENSIBILIZADOPARA GRANDES
DIAMETROS
'--
AGENTE EXPLOSIVOHIDROGEL
ALUMINIZADO
EXPLOSIVOHIDROGEL
PEQUEÑO DIAMETRO',--
AGENTE EXPLOSIVOHIDROGEL
SENSIBILIZADOCON AIRE
EMULSIONES ANFO PESADO
'--
'--
Figura 11.10. Agentes explosivos acuosos producidos a partir del NA.
De.-60zo
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40 o 60 10
PORCENTAJE DE NA
80
Figura 11.11. Temperatura de cristalización del sistema NAINS/AGUA según la composipión y densidad.
encuentra solidificada al tener un punto de cristaliza-ción entre los 33 y 39°C. Este producto tiene unascaracterísticas como sensibilizante excelentes, pueses muy buen combustible con un balance de oxígenomuy negativo y alta densidad, y además es poco sensi-
154
"-
~
ble a efectos dinámicos subsónicos de choques y ro-ces. Las proporciones de NMMA en los hidrogeles os-cilan entre el 10 y el 35%.
La mezcla de aditivos sólidos está formada por alu- "-
minio, almidón, gomas y otras sustancias ell menorproporción.
El aluminio aumenta proporcionalmente la sensibi- '"lidad de los hidrogeles y las gomas, y el almidón sirvepara espesar las mezclas. En ocasiones se añaden com-puestos capaces de formar enlaces cruzados que pro- "-
ducen la gelatinización de los hidrogeles.Por otro lado, como el porcentaje de agua utilizado
no es suficiente para disolver todos los nitratos, ciertacantidad de éstos se añaden en estado sólido for- "-
mando parte de la fase dispersa.Para modificar la densidad se puede proceder a la
gasificaci6n química, generalmente con nitrito de so- "-
dio, o a la adición de productos de baja densidad,microesferas de vidrio, etc.
La mezcla de todos esos componentes se realiza de "-
forma continua o discontinua con mezcladoras dota-
das de agitación y que pueden estar instaladas enplantas fijas o sobre camiones.
En cuanto a las características de los hidrogeles, "-ya que en su composición no se utilizan sensibili-zantes intrínsecamente explosivos, poseen una se-guridad muy alta tanto en su fabricación como en su "-
manipulación. A pesar de esto, presentan una aptituda la detonación muy buena que hacen que algunoshidrogeles puedan emplearse en calibres muy pe- "-
queños e iniciarse con detonadores convencionales.La resistencia al agua es excelente y la potencia, que
es una característica fundamental de aplicación, esequivalente o superior a la de los 'explosivos conven- '-
"-
../En lo referente a los humos de voladura, los hidro-
geles sensibilizados con aluminio presentan unas cali-dades de humo mejores que las obtenidas con explosi-vos convencionales.
cionales, pudiendo ajustarse en función de la formula-ción del hidr'ogel. Las energias desarrolladas oscilan
../ en el rango de las 700 a las 1.500 cal/g.La densidad puede también modificarse, desde 0,8
hasta 1,6 g/cm J, partiendo de un valor básico com-prendido entre 1,4 Y 1,5. Mediante la adición de gasifi-
../ cantes químicos, como ya se ha indicado, o de aditivosde baja densidad puede reducirse tal parámetro. Esasdisminuciones influyen sobre los explosivos haciendo
./ que la velocidad de detonación aumente en muchoscasos, así como su sensibilidad.
EMULSIONES4.
Este grupo de explosivos, que es el de más recienteaparición en el mercado, mantiene las propiedadesde los hidrogeles ya citados, pero a su vez mejorados características fundamentales como son la po-tencia y la resistencia al agua.
El interés de estos productos surgió a comienzosde la década de los 60, cuando se investigaban lasnecesidades básicas de un explosivo para que seprodujera el proceso de detonación combinando unasustancia oxidante con un aceite mineral. Estosconstituyentes han permanecido químicamente inva-riables durante muchos años (nitrato amónico + gasoil), pero, sin embargo, la forma física ha cambiadodrásticamente.
En la Tabla 11.2 se resumen,en el orden cronológicode aparición de los explosivos, los oxidantes, combus-tibles y sensibilizadores empleados en la fabricaciónde cada uno de ellos.
Desde un punto de vista químico, una emulsión es unsistema bifásico en forma de una dispersión estable deun líquido inmiscible en otro.
Las emulsiones explosivas son del tipo denominado"agua en aceite» en las que la fase acuosa está com-puesta por sales inorgánicas oxidantes disueltas enaguay la fase aceitosa por un combustible líquidoinl11iscible con el agua del tipo hidrocarbonado.
El desarrollo de los explosivos ha llevado aparejadouna reducción progresiva del tamaño de las partículas,pasando desde los sólidos a las soluciones salinas consólidos y,por último, a las microgotas de una emulsiónexplosiva. Tabla 11.3.
Se comprende así, que la dificultad de fabricación de
INICIACION CON
I DETONADOR N' 8,~I
II
II
II
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5.00080 -
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II
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//
/
"INICIACIONCON .../MULTIPLlCADOR /'DE 17g. PENTO~
./ 1,30 1,351,10 1,15 1,20 1,25
DENSIDAD (g/cm')
1,00 1,05
Figura 11.12. Influencia de la densidad de los hidrogelessobre la velocidad de detonación y sensibilidad.
./
Como es obvio, la variedad de productos que puedenobtenerse con distintas composiciones es muy grande.Desde los hidrogeles encartuchados, semejantes a losexplosivos gelatinosos convencionales, hasta los verti-bles que tienen unas características reológicas quehacen que puedan tratarse como fluidos. En este úl-timo caso se pueden aprovechar beneficiosamente lasventajas derivadas de una carga mecanizada así comodel hecho de rellenar totalmente el hueco de los barre-nos perforados.
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./
./
./TABLA 11.2
""'
./
""'
./
/
/
./
./
155./
.
EXPLOSIVO OXIDANTE COMBUSTIBLE SENSIBILlZANTE
.,.DINAMITAS SOLIDO SOUDO LIQUIDO
Nitratos Materias absorbentes Nitroglicerina(sensibilizantes) Gasificantes
ANFOS SOLIDO LIQUIDONitratos Aceites Poros
HIDROGELES SOLIDO/LIQUIDO SOLIDO/LIQUIDO SOLIDO/LIQUIDONitratos Aluminio TNTSoluciones salinas Sensibilizante NMMA, MAN
Aluminio en polvo.Gasificantes
EMULSIONES LIQUIDO LIQUIDOSoluciones salinas Aceites Gasificantes
Parafi nas
TABLA 11.3. D!MENSIONES DE LOS OXIDANTES EN LOS EXPLOSIVOS (Bampfield y Morrey, 1984)"-.
las emulsiones se encuentra en la fase aceitosa pues,por imperativo del balance final de oxígeno, el 6% enpeso de la emulsión, que es el aceite, debe englobar al94% restante que se encuentra en forma de microgo-taso
En la Tabla anterior las velocidades de detonación
de cada uno de los explosivos, que corresponden a undiámetro dado, reflejan la fuerte dependencia de laeficiencia de la reacción con el tamaño de las partícu-las.
La estructura de las emulsiones se observa en las
fotografías adjuntas, donde las microgotas de soluciónsaturada (oxidante) adoptan una forma poliédrica y node esferas, con una fase continua de aceite que lasenvuelve. En la Foto 11.2. c el tamaño de las microgo-
a. x 1.250
b. x 10.000
~
C. x 50.000
Foto 11.2. a, by c. Estructura de las emulsiones (Cortesíade Bamptield y Morrey, 1984).
156
"-.
\....
'-
tas comparado con el de un prill de nitrato amónico es "-
100 veces más pequeño.Para conseguir una sensibilización adecuada de los
explosivos cuando éstos no contienen sensibilizantes ,-químicos, sólidos o líquidos, se precisa un mecanismofísico como el de las burbujas de gas, que al ser com-primidas adiabáticamente producen el fenómeno de "-
"Puntos Calientes» que favorecen tanto la iniciacióncomo la propagación de la detonación.
Los agentes gasificantes que se utilizan estánconstituidos por poliestireno expandido o microes-feras de vidrio.
En lo referente a los tipos de emulsión, bajo esetérmino quedan englobados productos de diferentespropiedades relacionadas con las características dela fase conti nua y su efecto sobre la viscosidad yconsistencia.
"-
Según el tipo de combustible, gas-oil, parafinas,gomas, etc., las características reológicas de lasemulsiones son distintas, así como sus aplicacionesy métodos de empleo. También el tipo de agente "-
emulsificante que se utilice para reducir la tensiónsuperficial entre los dos líquidos inmiscibles y per-mitir la formación de la emulsión, puede ayudar aevitar los problemas de coagulación en grandes go-tas de la solución de nitrato amónico, así como elfenómeno de cristalización de las sales.
Otro aspecto a tener en cuenta es el enfriamiento delproducto desde el momento de su fabricación, que se
'-
AN (NITRATO AMONICO)
¡-
(91%)
'"
'"
ANFO+6%FO(GAS-OIL)
(94 0/oAN+6% Fa)
T(81%)
EMULSION
75% AN + 6 % Fa
+18 % AGUA Y 1,0 % EMULSIFICANTE
+18% AGUA
+1 % EMULSIFICANTE\"
Figura 11.13. Composición básica de una emulsión."
'-
EXPLOSIVO TAMAÑO (mm) ESTADO VELOCIDAD DE
DETONACION (km/s)
ANFO 2 Sólido 3,2DINAMITA 0,2 Sólido 4,0HIDROGEL 0,2 Sólido/Líquido 3,3EMULSION 0,001 Líquido 5,0-6,0
../
realiza a unas temperaturas próximas a los BO°C,hastael instante de empleo.
El esquema de preparación de las emulsiones, tantoencartuchadas como a granel, se representa en la Fig.11.14. A partir de los diferentes componentes: faseacuosa oxidante, fase combustible y agente emulsifi-
../ cante-estabilizante, y previo calentamiento de éstos,se procede a una intensa agitación dinámica obte-niendo una emulsión básica que posteriormente se
../ refina para homcigeneizarla yestabilizarlaeneltiempo.A continuación, se mezcla con los productos secosque se adicionan para ajustar la densidad o la potencia
../ del explosivo. Esos productos sólidos pueden ser:aluminio en polvo, agentes gasificantes reductores
"" de densidad, gránulos de nitrato amónico, etc.
../ El polvo de aluminio aunque aumenta la energíadesarrollada por el explosivo tiene un efecto reductorde la velocidad de detonación.
Por otro lado, la sensibilidad de la emulsión dismi-../ nuye conforme aumenta la densidad, siendo necesario
trabajar por encima del diámetro crítico y utilizar ini-ciadores potentes.
../
../ 'A'ECOMBUSTIBLE EMULSIFICANTES'ASE ACUOSA
ENCARTUCHAOO A GRANEL
../
MEZOAOOR-QEMULSlON
T-Q1
M<ROE'HRAS'HOMOGtNEIZAOOR ALUMINIO.
P"'LLS.
../
ENCARTrHADO
EH1ADOEMPAQUETADO
../CARGAA GRANEL BOMBEADOA
-9~DlRECTAAGEHTES GRANELEN ""0
GASIFK;ANTES
BOMBA CONTENEDORBARRENO
../
'ARRENO
../ Figura 11.14. Esquema de producción de emulsiones.
./
La tendencia actual hacia el empleo de las emulsio-nes en las operaciones de arranque con explosivosestriba en las numerosas ventajas que presentan:
../Menor precio, ya que en su fabricación no se pre-cisa el uso de gomas y féculas de alto coste.
- Excelente resistencia al agua.
- Posibilidad de conseguir productos con"/:jensida-des entre 1 y 1,45 glcm J.
- Elevadas velocidades de detonación, 4.000 a5.000 mis, con poco efecto del diámetro de en-cartuchado.
- Gran seguridad de fabricación y manipulación.
- Posibilidad de mecanizar la carga y preparar mez-clas con ANFO.
./
../
../
./Por el contrario, los inconvenientes que plantean
son los derivados de unas condiciones de preparaciónmuy estrictas, la alterabilidad por las bajas tempera-turas, la contaminación durante la carga si se utiliza agranel, el tiempo de almacenamiento y los períodosprolongados de transporte.
./
/
5. ANFO PESADO
En la tecnología actual de voladuras es incuestiona-ble que el ANFO constituye el explosivo básico. Diver-sos intentos se han dirigido hacia la obtención de unamayor energía de este explosivo, desde la trituraciónde los prills de nitrato amónico de alta densidad hastael empleo de combustibles líquidos de alta energía,como las nitroparafinas, el metanol y el nitropropano,pero comercialmente no han prosperado.
El ANFO Pesado, que es una mezcla de emulsiónbase con ANFO, abre una nueva perspectiva en elcampo de los explosivos.
El ANFO presenta unos huecos intersticiales quepueden ser ocupados por un explosivo líquido como laemulsión que actúa como una matriz energétíca. Fig.11.15.
GRANULOSDENITRATOAMONICO
Figura 11.15. Estructura del ANFO Pesado.
Aunque las propiedades de este explosivo dependende los porcentajes de mezcla, las ventajas principalesque presenta son:
- Mayor energía
- Mejores características de sensibilidad
- Gran resistencia al agua
- Posibilidad de efectuar cargas con variación deenergía a lo largo del barreno.
La fabricación es relativamente fácil, pues la matrizemulsión puede ser preparada en una planta fija ytransportada en un camión cisterna hasta un depósitode almacenamiento o ser bombeada a un camión mez-clador. Con estos camiones pueden prepararse in-situlas mezclas de emulsión con nitrato amónico y gas-oilen las proporciones adecuadas a las condiciones detrabajo. Fig. 11.16.
En la Fig. 11.17se muestra lavariación de la PotenciaRelativa en Volumen (ANFO = 100) en un ANFO Pe-sado en función del porcentaje de emulsión.
Puede verse cómo un ANFO Pesado 70/30 es supe-rior en potencia a un ALANFO del 5% y una mezcla60/40 es casi comparable a un ALANFO del 10%. Curio-samente, cuando la matriz de emulsión aumenta por
157
PUEDE CARGARSE FACILMENTE ,GENERALMENTE NO PUEDE C.
CARGA CON HELICOIDE
4.'[00 mi.6.000 mi,,
VELOCIDAD DE DETONACION TEORICA
Figura 11.16. Características de carga y resistencia al aguade diferentes tipos de ANFO Pesado (Ou Pont, 1986).
~ 140ZW:2':J--10130.>ZW<:t:::: 120.1- 5% Al ANFOt:¡--1W~
::! 110 /U /z /w /b /CL _--¿ANFO100 ..
o 10 20 30 40 50EMULSION EN LA MEZCLA (%)
~ 10% Al ANFOd = 1,30
60
Figura 11.17. Variación de la potencia y densidad de unANFO Pesado según el porcentaje de emulsión (Bampfield y
Morrey, 1984).
encima del 40% la potencia disminuye debido a que laseparación de las partículas de ANFO resulta elevadapara que éstas actúen eficientemente como puntoscalientes y propagadoras de la onda de choque.
E 1755<:t(!)
~ 150u<:t--1Wo 125oD::1-W:2'<:t 100.o
DENSIDAD
PESO DELINICIADOR
(gramos)
75O
1,0e/9020 30' 40 50
EMULSION EN LA MEZCLA (%)6010
Figura 11.18. Variación de la sensibilidad del ANFO Pesadocon el porcentaje de emulsión de la mezcla (Bampfield y
Morrey, 1984).
158
La densidad de la mezcla aumenta con el porcentajede emulsión. alcanzándose la energía máxima para unvalor de ésta de 1,3 g/cm 3 aproximadamente.
En la Fig. 11.18 se indica la variación de la sensibili-dad del ANFO Pesado conforme aumenta el porcentajede emulsión. La sensibilidad disminuye al incremen-tarse la densidad, siendo necesario cada vez un inicia-dor de mayor peso. Para u na densidad de 1,33 se nece-sita un multiplicador de Pentolita de 450 g como mí-nimo.
Con la reciente aceptación del ANFO Pesado en laindustria, esos mismos explosivos pero aluminizadoshacen posible pensar en una mejora de la eficiencia delas operaciones y ahorro de costes, al tratarse de pro-ductos de una alta potencia volumétrica y con un preciorelativamente bajo.
El aluminio incrementa la energía total producida, lapotencia relativa en volumen, la temperatura y la pre-sión de detonación. El efecto de la adición de aluminioa un ANFO Pesado 70/30 (ANFO/emulsión) se muestraen la Fig. 11.19.
PRES/ON DE DETONAC/ON
o1-ZW:;::)<:t
POTENCIA VOLUMETRICA (Relativa al ANFO de O.85g/cm8)
o 5 10 15 20 25PORCENTAJE DE ALUMINIO
Fig. 11.19. Efecto de la adición de aluminio a unANFO Pesado 70/30 (ANFO/emulsión) sobre las
diferentes propiedades características.
La Tabla 11.4. recoge las potencias del ANFO, lasemulsiones y diversos ANFOS Pesados preparados apartir de nitrato amónico poroso de baja densidad, ydistintos porcentajes de aluminio.
La.reacción del aluminio durante la detonación dalugar a la formación de óxidos sólidos y no productosgaseosos. El volumen de gas que se genera por elexplosivo es, por esto, reducido. El calor de formaciónde los óxidos de aluminio es muy alto, 16.260 kJ/kg,resultando una ganancia considerable del calor deexplosión que aumenta la temperatura de los gases.Este aumento de la temperatura ayuda a reducir elvolumen de los gases, desarrollando éstos un mayortrabajo al estar más calientes. La adición de aluminiofacilita el desarrollo de una mayor cantidad de trabajopara una misma cantidad de explosivo, pudiéndoseentonces aumentar la piedra y el espaciamiento de los
]O 90 60 7,0 60 5? 4,0 30 2,0 10 9% ANFO
o 10 20 30 40 50 60 70 BO 90 100, , , , , , , , , ,% EMULSION
].10 1.24 1.331.35 1.29 1.29 1,30, , " " ,DENSIDAD
9 NINGUNA , MARGINAL , EXCELENTE 100
RESISTENCIA AL AGUA
NO PUEDE SER BOMBEADO , DIFICIL ,PUEDE SER FACILMENTEBOMB.
BOMBEABILlDAD
TABLA 11.4.
Fuente: CROSBY y PINCO (1991).
esquemas, mientras que se mejora la fragmentaciónresultante de las voladuras.
La Fig. 11.20. permite definir la composición óptimade un explosivo para obtener una potencia dada. Laspotencias relativas en volumen con respecto al ANFOvarían entre 1,0 Y 1,9.
. 15o214~::>13--J<1:12w011
~ 10<1:
~ 9
.~ 8((
o 7a.6
rt
5
4
3
2
1,3 1,4 1,5 1,6 1,7 1,8 1,9
POTENCIA VOLUMETRICA(Relativa al ANFO de 0,85 g/cm3)
Fig. 11.20. Potencias relativas obtenidas con diversos porcen-tajes de aluminio contenido en ANFOS Pesados.
6. EXPLOSIVOS GELATINOSOS
Alfred Nobel en 1875 descubrió que una gran canti-
dad de nitroglicerina (NG) podía disolverse y quedarretenida en nitrocelulosa (NC), obteniéndose un pro-ducto con consistencia plástica de fácil uso y manipu-lación en aquella época. Esa gelatina explosiva for-mada por e192% de NG y e18% de NC tenía un balancede oxígeno nulo y desarrollaba una energía inclusosuperior que la NG pura.
"'Posteriormente, con intención de reducir la potenciade esa mezcla explosiva se añadieron sustancias oxi-dantes y combustibles, en las proporciones adecuadaspara mantener el balance de oxígeno, de manera queademás de reducir considerablemente el coste de fa-bricación se conservaba la consistencia gelatinosa.Así, el porcentaje de NC-NG de las gelatinas explosivasactuales oscila entre el 30 y el 35%, y el resto corres-ponde a los oxidantes como el nitrato amónico, a loscombustibles y a otros productos especiales que sir-ven para corregir la higroscopicidad de los nitratos. Apesar de la pequeña cantidad de NG, las potenciasresultantes no son tan bajas como parecerían a sim-ple vista, pues se alcanzan niveles próximos al 80%de la goma pura.
159
POTENCIA RELATIVA EN
EXPLOSIVO DENSIDADPOTENCIA RELATIVA EN VOLUMEN RESPECTO AL
(g/cm')EN PESO (ANFO = 100) ANFO de 0,85 g/m'
(ANFO = 1,00)
ANFO 0,85 100 1,00
AI/ANFO (5% Al) 0,88 112 1,16
AI/ANFO (10% Al) 0,91 123 1,32
AI/ANFO (15% Al) 0,94 134 1,48
NCN EMULSION (0% Al) 1,15 78 1,06
NCN EMULSION (5% Al) 1,21 91 1,30
NCN EMULSION (10% Al) 1,27 103 1,54
NCN EMULSION (15% Al) 1,30 117 1,79
ANFO + 10% EMULSION 0,93 98 1,07
(0% Al)ANFO + 20% EMULSION 1,01 96 1,14
(0% Al)ANFO + 30% EMULSION 1,11 93 1,21
(0% Al)ANFO + 40% EMULSION 1,20 91 1,28
(0% Al)ANFO + 50% EMULSION 1,29 89 1,35
(0% Al)ANFO + 30% EMULSION 1,14 105 1,41
(5% Al)ANFO + 30% EMULSION 1,16 116 1,58
(10% Al)ANFO + 30% EMULSION 1,19 127 1,78
(15% Al)
Las ventajas principales de estos explosivos que sehan utilizado con mucha profusión hasta épocas re-cientes son:
- Potencias elevadas.
- Altas densidades, desde 1,2 hasta 1,5 glcm 3.
- Elevadas velocidades de detonación, entre 5.000y 6.000 mis.
- Gran resistencia al agua y estabilidad química.
Los inconvenientes más importantes que presentanson:
- Riesgo de accidentes en la fabricación y trans-porte.
- Sensibles a estímulos subsónicos y por consi-guiente elevado peligro si la maquinaria golpea oimpacta con restos de explosivo.
- Produce dolores de cabeza, pues la NG dilata losvasos sanguíneos.
- Reducida flexibilidad para la utilización en condi-ciones ambientales extremas.
- Elevados costes de fabricación.
Las principales aplicaciones de estos explosivos secentran en el arranque de rocas duras y muy duras,como cargas de fondo, y en voladuras bajo presión deagua y en barrenos húmedos.
7. EXPLOSIVOS PULVERULENTOS
Aquellas mezclas explosivas sensibilizadas con NGpero con un porcentaje inferior al 15%, tienen unaconsistencia granular o pulverulenta.
Dentro de este grupo de explosivos caben distinguiraquellos que poseen una base inerte y los de baseactiva. Los primeros, actualmente en desuso, fuerondesarrollados por Nobel en 1867 y se componían de NGy kieselghur o tierra de infusorios calcinada. Los debase activa, se fabrican en su mayoría sustituyendo lassustancias inertes por una mezcla de oxidantes y com-bustibles que aportan una potencia adicional.
El primer oxidante utilizado fue preferentemente elnitrato sódico, que se sustituyó después por el nitratoamónico de mayor eficiencia energética. Té\.,p1biéneneste caso se emplean aditivos especiales para reducirla higroscopicidad del NA.
En otros explosivos pulverulentos parte de la NG essustituida, total o parcialmente, por TNT.
Las características que poseen estas mezclas explo-sivas son:
- Potencias inferiores a las de los gelatinosos.
- Velocidades de detonación y densidades inferio-res, de 3.000 a 4.500 mis yde 0,9 a 1,2glcm 3 respec-tivamente.
- Muy poca resistencia al agua.
- Adecuados para rocas blandas y semiduras comocarga de columna.
160
"-
8. EXPLOSIVOS DE SEGURIDAD
Se denominan Explosivos de Seguridad, en otros \,países Permisibles, a aquellos especialmente prepara-dos para su uso en minas de carbón con ambientesinflamables de polvo y grisú. Su característica princi- "-
pal es la baja temperatura de explosión. .Actualmente, los Explosivos de Seguridad se clasifi-
can en dos grupos. El primero, es el que en su compo- "-sición se encuentra un aditivo que juega el papel deinhibidor de la explosión, generalmente cloruro só-dico, que según su granulometría, porcentaje, etc., au-menta con mayor o menor intensidad el grado de se- "-guridad frente a una atmósfera inflamable.bio manual, mientras que las de sección redonda se uti-lizancuandolas perforadorasdisponende cambiadores '-
El segundo grupo, de más reciente aparición y de-nominadosde SeguridadReforzadao de Intercambio "-lónico, consiguen rebajar la temperatura de explosiónmediante diversos ingredientes que al reaccionar en elmomento de la detonación forman al inhibidor en esemismo instante. Estos explosivos suelen estar consti- '-tuidos por un pequeño porcentaje de Ng, un combus-tible, y el par salino nitrato sódico-cloruro amónico. Lareacción que tiene lugar es: '-
NaNO3 + NH4CI --+ NaCI + NH4NO3
el nitrato amónico actúa después como oxidante y elcloruro sódico en estado naciente es el que tiene ungran poder refrigerante, mucho mayor que en los ex-plosivos de seguridad clásicos.
Si, por un fallo, un cartucho de explosivo de inter-cambio iónico detona al aire o bajo unas condicionesde confinamiento débiles, los fenómenos que tienenlugar son la descomposición explosiva de la nitrogli-cerina y la acción inhibidora del cloruro amómico yaque no se produce la reacción del par salino. En cual-quier caso, se evita la deflagración que sería muy peli-grosa en una atmósfera inflamable.
Las características prácticas de los explosivos deseguridad son: una potencia media o baja, velocidadesde detonación entre 2.000 y 4.500 mis, densidades en-tre 1 y 1,5 g/cm3 y mala resistencia al agua, salvo enalgún compuesto.
'-
\..
\..
\..
, 9. POLVORAS \..
Actualmente, la pólvora para uso minero tiene lasiguiente composición: Nitrato Potásico (75%), Azufre(10%) y Carbón (15%). Presentándose siempre granu-lada ygrafitada, con dimensiones que oscilan entre 0,1mm y 4 mm y envasada generalménte en bolsas de 1,2,5 Y5 kg.
La velocidad de combustión depende de la densidadde la pólvora y condiciones de confinamiento, y essiempre inferior a los 2.000 mis, por loque obviamentees un explosivo deflagrante.
La potencia que desarrolla con respecto a la gomapura es del orden del 28%, y la energía específica de
\..
'-
./
23.800 kgm/kg, con una temperatura máxima de unos200°C. La resistencia al agua es muy mala.
Hoy en día, la utilización de la pólvora se ha reducidoa la extracción de bloques de roca ornamental y alarranque de materiales muy elastoplásticos como losyesos, que rompen mejor bajo el efecto continuado de
/ los gases que por una tensión puntual instantánea. Setrata pues de aprovechar el gran empuje de los gasesmás que el efecto rompedor que es bajo.
./
./
./ 10. EXPLOSIVOS DE DOS COMPONENTES
./ Los explosivos de dos componentes, también llama-dos explosivos binarios, están constituidos por dos sus-tancias que individualmente pueden clasificarse comono explosivas.
Cuando se transportan o almacenan separadamente,normalmente, no están reguladas como si fueran explo-sivos, aunque sí deben ser protegidas de los robos.
El explosivo binariQ más común es una mezcla denitrato amónico pulverizado y nitrometano, aunque tam-bién se han utilizadootros combustibles de ,cohetes. Losdos componentes se suelen transportar al área de tra-bajo en recipientes separados, y a continuación el com-bustible líquido es vertido en el recipiente de nitratoamónico. Depués de un tiempo de espera predetermi-nado la mezcla se vuelve sensible al detonador y yaestá lista para su uso.
Los explosivos binarios se utilizancuando se requie-ren pequeñas cantidades de explosivos, como sucedeen obras especiales de cimentaciones, nivelaciones,zanjas de cables, etc.
Cuando los consumos son elevados, el mayor precioy el inconveniente de tener que preparar las mezclasen el lugar de trabajo les hacen poco atractivos frente alos explosivos convencionales.
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Foto 11.3. Preparación de un cartucho de explosivo binario(Cortesia de Kinepak, Inc.).
11. EXPLOSIVOS COMERCIALIZADOSEN ESPAÑA
En las Tablas 11.5 y 11.6 se resumen las característi-cas técnicas principales de los explosivos comercialesen España por la UEE, S. A.
Como puede observarse existen siete familias de ex-plosivos: ANFOS, hidrogeles, emulsiones, ANFOS Pe-sados, gelatinosos, pulverulentos y de seguridad.
Además de indicarse los campos de aplicación de los
distintos tipos de explosivos, se dan los valores ca-racterísticos de diferentes propiedades.
La potencia relativa, expresada en tanto por ciento, serefiere a la goma pura, que se toma como explosivo pa-trón asignándole el valor 100. Las pruebas realizadaspara medir la energía disponible para producir los efec-tos mecánicos son las del bloque de plomo (Traulz) ymortero balístico.
La densidad de encartuchado es una característica
muy interesante de los explosivos, que depende en granpprte de la granulometría de los componentes sólidos ytipo de materias primas empleadas en su fabricación.
La velocidad de detonación señalada corresponde aensayos realizados con cartuchos de 26 mm de diáme-tro, cebados con un detonador del número 8.
Finalmente, se indica el calor de explosión y la resis-tencia al agua. Esta última refleja el comportamiento delos explosivos ante la humedad y depende de su com-posición. A medida que aumenta la proporción de salesoxidantes disminuye la resistencia al agua, especial-mente en el caso del nitrato amónico, por ser muy hi-groscópico. Por el contrario, las gomas y los hidrogelesson los explosivos que mejor se comportan en ambien-tes húmedos o bajo agua.
Por otro lado, en la Tabla 11.6 se reflejan las dimen-siones de los cartuchos de los diferentes tipos de explo-
sivos que se comercializan, el peso aproximado y el tipode encartuchado empleado.
161
mf\)
TABLA 11.5 CARACTERISTICAS DE LOS EXPLOSIVOS UEE
Fuente: UNION ESPAÑOLA DE EXPLOSIVOS, S. A.
/' /
TIPO DE POTENCIADENSIDAD VELOCIDAD DE CALOR DE
RESISTENCIANOMBRE COMERCIAL RELATIVA DETONACION EXPLOSION PRINCIPALES APLICACIONESEXPLOSIVO
("lo)(g/cm')
(m/s) (cal/g)AL AGUA
Nagolita > 70 0,80 2.000 925 Mala Voladura de rocas blandas y como carga decolumna de barrenos
ANFOS Alnafo >80 0,80 2.000 1.175 Mala Voladura de rocas blandas y semiduras
Naurita > 70 0,80 2.000 1.108 Mala Para barrenos con temperaturéj.s elevadas
Riogel2 > 72 1,15 3.500 860 Excelente Carga de fondo de barrenosPara trabajos subterráneos
HIDROGELES
Riogur R/Riogur F > 72 1,10 3.500/7.000 860 Excelente Voladuras de contorno
Riomex E 20/24 > 65/> 70 1,15 5.000 713/863 Excelente Carga de fondo de barrenos
'it Para trabajos subterráneos
EMULSIONES Riomex V 20/24 > 67/> 72 1,25 5.000 694/869 Excelente Carga de barrenos de mediano y gran calibrea cielo abierto
Riomex V 150/154 ). 67/> 72 1,25 5.000 655/852 Excelente Carga de barrenos de mediano y gran calibrea cielo abierto
",
Emunex 3.000 > 75 1,10 3.300 833 Mala Voladura de rocas blandas y semiduras, y,carga de columna de barrenos
ANFOSPESADOS Emunex 6.000/8.000 > 65/> 70 1,20/1 ,25 4.500 795/744 Buena-Excelente Carga de barrenos de mediano y gran calibre
a cielo abierto
Goma 1-ED > 90 1,45 6.000 1.205 Muy buena Voladura de rocas muy duras a cielo abiertoy en interior
GELATINOSOS .Goma 2E-C > 85 1,40 5.200 1.114 Buena Carga de fondo de barrenos
Voladura de rocas duras a cielo abierto
y en interior
Amonita 2-1 > 70 1,00 3.000 802 Débil Voladura de rocas semiduras y blandasPULVE.RULENTOS Ligamita 1 >77 1,10 3.500 998 Mala Voladura de rocas semiduras y blandas
Pe r migel > 54 1,10 2.800 705 Excelente Explosivo Tipo 11.Voladura en minas de carbón
Explosivo de seguridad n.O9 > 45 1,60 4.000 767 Excelente Explosivo Tipo 11.Voladuras en minas de carbónEXPLOSIVOSDE Explosivo de seguridad n.' 20 SR > 37 1,15 1.800 537 Mala Explosivo Tipo 111.Voladuras en minas de carbónSEGURIDAD
Explosivo de seguridad n.' 30 SR > 35 1,10 1.700 358 Mala Explosivo Tipo IV . Voladuras en minas de carbón
/ TABLA 11.6 PESOS Y MEDIDAS DE LOS EXPLOSIVOS DE UEE
/
/
I
I
/
I
/
/
/
(1) Pesos indicados por metro lineal de explosivoFuente: UNION ESPAÑOLA DE EXPLOSIVOS 163
TIPODEEXPLOSIVO DIAMETRO LONGITUD PESOAPROX. TIPODEENCARTUCHADO(mm) (mm) (g)
22 200 110 Papel parafinado26 200 150 Papel parafinado
Goma 1E-D 26 400 300 Papel parafinado29 200 175 Papel parafinado
. Goma2E-C 32 200 215 Papel parafinado40 240 420 Papel parafinado45 400 850 Papel parafinado
50 450 1.250 Plástico flexible55 390 1.250 Plástico flexible65 530 2.500 Plástico flexible
Goma 2E-C 75 400 2.500 Plástico flexible80 440 3.125 Plástico flexible85 520 4.166 Plástico flexible85 620 5.000 Plástico flexible
Explosivos para50 450 1.00055 450 1.000
prospecciones sísmlcas 65 200 500 Encartuchado «Jumbo» enGoma 2E-C Jumbo 40170 65 365 1.000 plástico rígido rasgable
Riogel Jumbo 40/70 65 620 2.000
Amonita 2-1 26 200 120 Papel parafinadoLigamita 1 32 200 175 Papel parafinado
Explosivo de seguridad n.O926 200 156 Papel parafinado32 200 220 Papel parafinado
Explosivo de seguridad n.O20 SR 26 200 130 Papel parafinadoExplosivo de seguridad n.O30 SR 32 200 200 Papei parafinado
55 526 1.000 Plástico flexible65 524 1.390 Plástico flexible
Nagolita 75 443 1.565 Plástico flexible85 459 2.083 Plástico flexible
125 509 5.000 Plástico flexible
NagolitaA granel Sacos de plástico de 25 kgAlnafo
Naurita26 250 152 Plástico flexible32 250 227 Plástico flexible40 350 521 Plástico flexible45 500 781 Plástico flexible50 500 1.190 Plástico flexible55 500 1.389 Plástico flexible
Riogel 2 65 535 2.083 Plástico flexible75 500 2.500 Plástico flexible85 500 3.125 Plástico flexible
110 500 5.000 Plástico flexible125 535 7.000 Plástico flexible140 540 10.000 Plástico flexible160 500 11.000 Plástico flexible200 380 . 11.667 Plástico flexible
26 250 152 Plástico flexiblePermigel1 29 250 187 Plástico flexible
32 ., 250 227 Plástico flexible
Riogur R18 500 250 (1) Vaina rígida con manguitos
de acoplamiento con aletas
Riogur F17 80 m 250 (1) Manguera flexible22 60 m 418 (1) Manguera flexible
26 250 155 Plástico flexible32 250 230 Plástico flexible40 350 500 Plástico flexible
Riomex E20/24 55 500 1.389 Plástico flexible65 535 2.083 Plástico flexible85 500 3.125 Plástico flexible
Riomex V 20/24 A granel Carga mecanizadaRiomex V 150/154 A granel Carga mecanizada
Emunex 3.000 A granel Sacos de plástico de 25 Ócarga mecanizadaEmunex 6.00017.500/8.000 A granel Carga mecanizada
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J
Capítulo 12J
J
CRITERIOS DE SELECCION DE EXPLOSIVOSJ
J
J 1. INTRODUCCION
Uno de los grupos de variables controlables por lostécnicos en las voladuras es el constituido por los ex-plosivos. La elección del tipo de explosivo forma parte
J importante del diseño de una voladura y, por consi-guiente, de los resultados a obtener.
Los usuarios de explosivos a menudo caen en larutina y en el espejismo de unos costes mínimos de
J arranque sin tener en cuenta toda una serie de factoresque son necesarios analizar para una correcta selec-ción: precio del explosivo, diámetro de carga, caracte-
.../ rísticas de la roca, volumen de roca a volar, presenciade agua, condiciones de seguridad, atmósferas explo-sivas y problemas de suministro.
J
J
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2. PRECIO DEL EXPLOSIVO
El coste del explosivo es evidentemente un criteriode selección muy importante. En principio, hay queelegir el explosivo más barato con el que se es capaz derealizar un trabajo determinado.
Los precios comparativos de los explosivos por uni-dad de peso, tomando como referencia el Nitrato Amó-nico, se indican en la Fig. 12.1, elaborada a partir de lade Wright (1986).
Se observa que el explosivo más barato es el ANFO,que llega a suponer un consumo total entre el 50 y el80%, según los países. Otros atractivos de este agenteexplosivo son la seguridad, la facilidad de almacena-
o
Figura 12.1. Precios comparativos de los explosivos industriales.
J165
PRECIOS COMPARATIVOS DE EXPLOSIVOS
IEXPLOSIVOS (PRECIO DE REFERENCIA. NITRATO AMONICO. 100-200)
500 1.000 1.500 2.00
NITRATO AMONICO -ANFO ENCARTUCHADO
ANFO ENSACADO
ANFO A GRANEL - .HIDROGEL ENCARTUCHADO
HIDROGEL ENSACADO '"
HIDROGEL A GRANEL .
DINAMITAS
GELATI NAS
EMU.LSIONES A GRANEL
MEZCLA DE HIDROGEL y ANFO
ANFO PESADO
miento, transporte y manipulación, así como la posibi-lidad de la carga a granel.
Pero, a pesar del bajo precio, el ANFO presenta algu-nos inconvenientes como son su mala resistencia alagua y su baja densidad.
Al hablar del precio de los explosivos sería más co-rrecto hacerla expresando éste por unidad de energíadisponible (PTA/kcal) que por unidad de peso(PTA/kg), pues en definitiva los resultados de las vo-laduras dependen de la energía destínada a la frag-mentación y esponjamiento de la roca.
Por otro lado, no hay que olvidar que el objetivo delas voladuras es realizar el arranque con un coste mí-nimo, y que en rocas duras la perforación es una ope-ración muy onerosa que puede llegar a compensar am-pliamente la utilización de explosivos caros, pero máspotentes, o cargas selectivas formadas por un explo-sivo denso y de alta energía en el fondo y otro menosdenso y de energía media en la columna.
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_"':"><':::: --- VOLADURA-- '"
í 'r'-'-'-'-'~PERFORACION
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ANFO ALANFO+
ANFO
EMULSION+
ANFO
Figura 12.2. Costes relativos de perforación y voladura enrocas duras para distintas alternativas de carga.
Para un diseño geométrico de voladura fijado, utili-zando un diámetro de barreno dado, el menor coste seobtendrá empleando un explosivo que prG'Porcionelapotencia requerida al menor coste por urÍidad de longi- ".tud de barreno cargada. La posible elección del produc-to explosivo se muestra en la Fig. 12.3. que presenta larelación entre Potencia Relativa en Peso y PotenciaRelativa en Volumen de diferentes tipos de ANFO,emulsiones y ANFO Pesado aluminizados y no alumini-zados. Esta figura también muestra cuando puedenusarse los distintos explosivos en barrenos con agua,secos o desaguados: Para una Potencia Relativa enVolumen dada, la Fig. 12.3. refleja que hay una ampliagama de explosivos que pueden elegirse para unesquema de voladura dado.
Así pues, desde un punto de vista económico, elmejor explosivo no es el más barato sino aquel con elque se consigue el menor coste de voladura.
166
HO15% ALUMINIO0% EMULSION "
0130LLZ«(ij 12°
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oCfJW '00"-zW
« 90
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"r¡==-11-..: BARRENOS SECOS.- B. SECOS O CON AGUA
l!.,.,.:' BARRENOS CON AGUA
50% EMULSION0% ALUMINIO
"
100% EMULSION0% ALUMINIO '-I
7C'. 10 IC ,8 2C"
POTENCIA VOLUMETRICA (Relativa al ANFO de O,B5g/cm3)
"
Fig. 12.3. Relaciones entre las PRP y las PRV de distintascombinaciones de explosivos de ANFO, emulsión y ANFO
Pesado con diferentes adiciones de aluminio."-
3. DIAMETRO DE CARGA '-
Cuando se utilizan explosivos cuya velocidad dedetonación varía fuertemente con el diámetro, como es "-el caso del ANFO,hay que tomar las siguientes precau.ciones:
- Con barrenos de diámetro inferior a 50 mm es pre-ferible, a pesar del mayor precio, emplear hidroge-les o dinamitas encartuchadas.
- Entre 50 y 100 mm el ANFO es adecuado en lasvoladuras en banco como carga de columna y enlas voladuras de interior aumentando la densidadhasta un 20% con cargadoras neumáticas y cebán-dolo de forma efectiva.Cuando se usan hidrogeles, tanto a cielo abiertocomo en interior, éstos son generalmente encartu-chados y sensibles al detonador.
- Por encima de los 100 mm, no existen problemascon el ANFO, aunque en rocas duras es preferiblediseñar las columnas de forma selectiva y con unbuen sistema de iniciación.En los calibres grandes con las diferentes mezclasexplosivas a granel (ANFO, hidrogeles, emulsionesy ANFO pesado) es muy económico realizar lacarga COn medios mecánicos.
Por último, los explosivos gelatinosos y pulverulen-tos encartuchados se siguen usando en diámetros pe-queños, pero en calibres de tipo medio están siendosustituidos por los hidrogeles y emulsiones encartucha-das.
./
4. CARACTERISTICAS DE LA ROCA
./
Las propiedades geomecánicas del macizo rocoso avolar conforman el grupo de variables más importante,no sólo por su influencia directa en los resultados de
./ las voladuras sino además por su interrelación conotras variables de diseño.
Si se clasifican las rocas en cuatro tipos,los criterios./ de selección recomendados son:
4.1. Rocas masivas resistentes./
En estas formaciones las fracturas y planos de debi-lidad existentes son muy escasos, por lo que es nece-
./ sario que el explosivo cree un mayor número de super-ficies nuevas basándose en su Energía de Tensión"ET". Los explosivos idóneos son pues aquellos con
./ una elevada densidad y velocidad de detonación: hi-drogeles, emulsiones y explosivos gelatinosos.
./
4.2. Rocas muy fisuradas
./
Los explosivos con una alta "ET" tienen en esosmacizos muy poca influencia sobre la fragmentaciónfinal, pues cuando se empiezan a desarrollar las grietasradiales éstas se interrumpen rápidamente al ser inter-sectadas por fracturas preexistentes. Por ello, intere-san explosivos que posean una elevada Energía de losGases "EB", como es el caso del ANFO.
./
./
4.3. Rocas conformadas en bloques
./
En los macizos con un espaciamiento grande entrediscontinuidades que conforman bloques volumino-sos in-situ y en los terrenos donde existen grandesbolos dentro de matrices plásticas, la fragmentaciónestá gobernada fundamentalmente por la geometría dela voladura y en menor grado por las propiedades delexplosivo.
En estos casos se aconsejan explosivos con unarelación "ET/EB" equilibrada, como pueden ser elALANFOy el ANFO Pesado.
./
./ 4.4. Rocas porosas,J'
./
En este tipo de rocas se produce una gran amorti-guación y absorción de la "ET", realizándose prácti-camente todo el trabajo de rotura por la "ES". Ademásde seleccionar los explosivos idóneos, que seránaquellos de baja densidad y velocidad de detonacióncomo el ANFO,se recomiendan las siguientes medidaspara retener los gases dentro de los barrenos el ma-yor tiempo posible:
./
./
./
- Controlar la longitud y material de retacado- Dimensionar la piedra correctamente- Cebar en fondo
/
- Reducir la Presión de Sarreno, mediante el desa-coplamiento de las cargas o adición de materialesinertes. (ANFOPS).
6,0
~
w 0,6a::1-zwoo Q,2w:2:o1-Z
~0,06<[<3rrenw 002.
6,25
ANFO
25P 5Op lOOP 200,0
RESISTENCIA A LA COMPRES ION (MPa)
400,012,5
Figura 12.4. Selección de explosivos en función de las pro-piedades geomecánicas de los macizos rocosos (Brady y
Brown, 1985).
5. VOLUMEN DE ROCA A VOLAR
Los volúmenes de excavación a realizar y ritmos detrabajo marcan los consumos de explosivo a efectuardentro de las operaciones de arranque.
En las obras de mayor envergadura las cantidadesde explosivo pueden llegar a aconsejar su utilizacióna granel, ya que posibilitan la carga mecanizadadesde las propias unidades de transporte, se reducenlos costes de mano de obra dedicada a dicha opera-ción y se aprovecha mejor el volumen de roca per-forado.
6. CONDICIONES ATMOSFERICAS
Las bajas temperaturas ambientales influyen fuer-temente en los explosivos que contienen NG, ya quetienden a congelarse a temperaturas inferiores a BOC.Para solventar este problema se utilizan sustanciascomo el Nitroglicol que hacen que el punto de con-gelación pase a -20°C.
Las altas temperaturas también dan lugar a incon-venientes que hacen el manejo del explosivo peli-groso como es el caso de la denominada exudación.
Con el desarrollo de los hidrogeles, esos riesgoshan desaparecido prácticamente, aunque con el fríolos encartuchados se hacen más insensibles y seprecisa una mayor energía de iniciación. El ANFOtampoco se ve afectado por las bajas temperaturas siel cebado es eficiente, pero en ambientes calurososes preciso controlar la evaporación del combustiblelíquido.
167
7~ PRESENCIA DE AGUA
Cuando el ANFO se encuentra en un ambiente quele aporta una humedad superior al 10% se producesu alteración que impide la detonación de la mezclaexplosiva. Así, cuando los barrenos contengan aguase 'procederá de las siguientes formas:
- Si la presencia de agua es pequeña, el ANFO tri-turado se encartuchará dentro de fundas de plás-tico, alcanzándose densidades próximas a 1,1g/cm'. El cebado deberá ser axial, pues de locontrario si uno de los cartuchos resulta dafíadoy su carga alterada se interrumpirá la detonacióndentro de la columna.
- Si la cantidad de agua alojada es mayor y no espracticable el procedimiento anterior se puedeefectuar el desagüe de los barrenos con una bombae introducir a continuación una vaina de plástico deresistencia adecuada y proceder a la carga delANFO a granel.
- Si la afluencia de agua a los barrenos impide eldesagüe, se pueden utilizar explosivos como loshidrogeles y emulsiones a granel, bombeándolos overtiéndolos, o explosivos gelatinosos e hidrogelesencartuchados. En este último caso la altura quealcanzaría el agua se puede estimar con la si-guiente expresión:
Hf = Ha X D2D2 - d2
donde:
Hf = Altura final del agua.
Ha = Altura inicial del agua.
D
d
= Diámetro del barreno.
= Diámetro del cartucho de explosivo.
En los casos de poca agua o bombeo viable, el ANFOPesado ha abierto unas nuevas expectativas de abara-tamiento de las voladuras.
.r
8. PROBLEMAS DE ENTORNO
Las principales perturbaciones que inciden sobre elárea próxima a las voladuras son las vibraciones y ondaaérea.
Desde el punto de vista del explosivo, aquellos quepresentan una elevada «ET» son los que dan lugar a unmayor nivel de vibraciones. Así, si es factible, será
mejor utilizar ANFO que hidrogeles. El seccionado ysecuenciado de cargas se puede realizar también conexplosivos a granel y encartuchados aplicando dife-rentes técnicas de iniciación.
168
.....
.....
.....
Foto 12.1 Empleo de hidrogel vertible en barrenos conagua.
En cuanto a la onda aérea, se recomienda que elexplosivo tenga una relación «ET/EB» equilibrada ysobre todo que se controle el diseño geométrico dela voladura.
9. HUMOS
Aunque muchos explosivos están preparados paraque tengan un equilibrio de oxígeno que maximice laenergía desarrollada y minimice los gases tóxicos dedetonación, es inevitable la formación de humos noci-vos con un cierto contenido en gases nitrosos y CO.
Los humos intervienen como criterio de elección
sólo en los trabajos subterráneos y es preciso señalarque más que un problema propio del explosivo sueleser un problema de insuficiencia de ventilación delas labores.
La presencia de fundas de plástico, diámetros decarga inadecuados o iniciaciones ineficientes puedendar lugar a un elevado volumen de humos.
Los hidrogeles sensibles al detonador dan general-mente gases con buenas características, mientras quecon los hidrogeles a granel hay que tomar ciertas pre-cauciones, lo mismo que con el ANFO que produce unaelevada concentración de gases nitrosos.
Los explosivos gelatinosos son generalmente bue-nos, pero no así las dinamitas con alto contenido enNA.
JCONDICIONES DE SEGURIDAD10.
J
Un punto de equilibrio, a veces no fácil de lograr enun explosivo,es el binomio sensibilidad-seguridad. Los
J explosivos gelatinosos tienen una alta sensibilidad,pero si en la pila de escombro queda por algún motivo(descabezamiento de barrenos, rotura de cordón de-
. tonante, etc.), restos de explosivo y es necesario el../ empleo de maquinaria pesada: tractores de orugas o
excavadoras, puede producirse la detonación conriesgo para el personal de operación. Este problema
J se ha resuelto con el empleo de los hidrogeles yemulsiones que son insensibles a los golpes, friccio-nes y estímulos subsónicos, pero poseen un grado
J de sensibilidad adecuada para la iniciación.
11. ATMOSFERAS EXPLOSIVASJ
Las excavaciones que se realizan con atmósferas../ potencialmente inflamables con grisú o polvo, tanto en
minas de carbón como en otras explotaciones metáli-cas e incluso de obra pública, pueden dar lugar a gran-
./ des catástrofes si se producen explosiones secunda-rias.
Por ello, en esos proyectos es preciso efectuar unestudio de la atmósfera y entorno próximo a la vola-
../ dura para tomar la decisión de utilizar explosivos deseguridad y/o inhibidores en el material de retacado.
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12. PROBLEMAS DE SUMINISTRO
Por último, hay que tener en cuenta las posibilidadesreales de suministro en función de la localización de
los trabajos y puntos de abastecimiento de los explosi-vos y accesorios.
Asimismo, si se dispone de polvorines propios seránecesario considerar los tiempos de almacenamiento ylas variaciones de las características explosivas dealgunos de los productos.
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169
/
Capítulo 13J
J
ACCESORIOS DE VOLADURA../
J
J 1. INTRODUCCION
Paralelamente a la evolución de los explosivos losaccesorios de iniciación han sufrido desde los añoscuarenta un fuerte desarrollo tecnológico con el que seha intentado alcanzar los siguientes objetivos:
J
J
J
- La iniciación enérgica de los explosivos de las últi-mas generaciones, mucho más insensibles que lasdinamitas clásicas pero también más seguros.
- El control de los tiempos de iniciación para mejorarla fragmentación.
- La reducción del nivel de vibraciones, onda aérea yproyecciones producidas en las voladuras.
- El cebado puntual, en fondo o en cabeza del ba-rreno, o el cebado lineal de toda la columna deexplosivo.
- La mayor rapidez y flexibilidad de las operacionesde arranque manteniendo un elevado grado de se-guridad para el personal e instalaciones.
J'
J
-'
Actualmente, el sistema de energetización de losdetonadores llamados ordinarios por medio de mechalenta, que implica un alto riesgo de accidentes para los
J artilleros y una falta de control de los tiempos de salidacon unas repercusiones negativas en el rendimiento delas voladuras y en las alteraciones a que pudieran darlugar éstas, ha sido casi totalmente sustituido por sis-
J temas más seguros y fiables que pueden clasificarse endos grupos:
J
.¡'
JLlNEA MAESTRA DE DISPARO
J
JCORDON DEBAJA ENERGIA
J
J Figl.lra 13.1, Conectador de plástico en cordón detonante demuy baja energía.
- Sistemas eléctricos, y- Sistemas no eléctricos
En el presente capítulo se describen para cada grupolas características de los diferentes accesorios de ini-ciación y de otros elementos de utilidad para la co-rrecta ejecución de las voladuras.
2. SISTEMAS NO ELECTRICOS DE INICIA-CION
2.1. Detonadores iniciados por cordonesdetonantes de muy bajo gramaje
Los cordones de muy baja energía están constitui-dos por un alma de pentrita con un gramaje variableentre 0,8 y 1,5 glm rodeada de hilados y de una cubiertade plástico flexible con un diámetro aproximado deunos 3 mm. El detonador situado en uno de los extre-mos del cordón es similar al eléctrico, con la únicadiferencia de que el inflamador es el propio cordón, ysuele estar rematado por un conectador de plásticocomo el de la Fig. 13.1 con el que se enlaza al cordónmaestro de disparo de mayor gramaje.
Estos detonadores se comercializan en el extranjerocon diferentes nombres Anodet, Detaline, Primadet,
. etc. Presentan una gran ventaja que es la no iniciaciónde los agentes explosivos,como son los hidrógeles y elANFO, pudiendo así conseguirse el cebado en el
"fondo.
2.2. Detonadores Nonel o sistemas de tubo dechoque
Constan de un tubo delgado de plástico transpa-rente de 3 mm de diámetro recubierto en su interiorpor una fina película de explosivo de 20 mglm y unacápsula detonadora semejante a la de los detonado-res eléctricos. La velocidad de la onda de choquedentro del tubo es de unos 2.000 mis y no es lo sufi-cientemente potente para iniciar a los explosivos encontacto con dicho tubo, por muy sensibles que és-tos sean, por lo que también puede efectuarse deforma efectiva el cebado en fondo.
171
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Foto 13.1. Detonador None! (Nitro-Nobe!).
La iniciación puede realizarse mediante un detona-dor, un cordón detonante o una pistola especial car-gada con cartuchos de fogueo.
Los intervalos de retardo con los que se comerciali-zan estos detonadores de fabricación sueca son de 25ms, 100 ms, 200 ms y 500 ms, abarcando desde untiempo mínimo de 75 ms hasta un máximo de 2.000ms,dependiendo de los números de la serie. En otros pai-ses donde se fabrican bajo patente, los tiempos deretardo pueden diferir de los anteriores.
Para el cálculo de las voladuras hay que tener encuenta el retardo debido a la transmisión de la onda dechoque a través del tubo, que es de unos 0,5 ms porcada metro de longitud.
Con el fin de dotar a este sistema de mayor flexibili-dad y reducir el coste, actualmente el detonador Nonelse utiliza con una longitud de tubo reducida en combi-
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Figura 13.2. Esquema de encendido con detonadores None!y conectado res.
172
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nación con un cordón detonante de muy bajo gramaje "(1 g/m) uniéndolos mediante conectadores de plástico.
Un inconveniente práctico que plantea este tipo dedetonador es la imposibilidad de comprobar los cir-cuitos de disparo, teniendo que basarse ésta en lasimple inspección visual.
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2.3. Detonadores Hercudet
El sistema está formado por un explosor especial
~- TUBO
CIERRE
A!RECc"ECTADOR f'MPlE CONECTADOR EN T, ~
CONEC~~~~] 1DOBLE ~
U 00 /~""'OOOTUBO---~
CARGA DE ¡GNICION
ElEMEOJTO DE RETARDO
Cr,RG,' PRIMARIA
PROTECTOR- ,
CAF.OA BASE
Figura 13.3. Detonador Hercudet y piezas de conexión detubos.
Jconectado a los detonadores mediante un fino tubo deplástico que cierra el circuito. El explosor introduce en
J dicho circuito una mezcla gaseosa de dos componen-tes, oxígeno más gas combustible, iniciando la explo-sión de la misma cuando toda la línea está llena de esamezcla. la detonación se propaga a una velocidad de
J 2.400 mis, iniciando a su paso los detonadores pero noel explosivo en contacto con los tubos, por lo quetambién hace factible el cebado en fondo.
los detonadores son de tipo convencional, instan-táneos o temporizados con intervalos de retardo de 50ms para los primeros números y 60 ms para los últimos,
J abarcando un tiempo total desde 50 ms hasta 850 ms.En estos detonadores la parte eléctrica se ha sustituidopor dos tubos de plástico que sobresalen del casquillodel detonador unos 10 cm para trabajos de cielo
-/ abierto y 4,8 ó 7,2 m para voladuras subterráneas.la ventaja principal que presenta este detonador
" frente a otros no eléctricos es la posibilidad de com-J probar que el circuito de la pega está bien hecho, ya que
se introduce en el mismo un determinado caudal de~ aire o nitrógeno midiendo a continuación la presión.
J En la Fig. 13.4 se representa un esquema de conexión.
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1
., MEZCLADO IIGNICION
IGAS INER~e -- I- Ir-::=::;~-_/"-- . COC90 Foe90 P~90 I~E /r L_--~
EXPLOSOR HERCUDET../ /ICIRCUITO
../
"w,",]ITll"J"':'~~'"HERCUDET .--
./
AREA DE VOLADURA
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Figura 13.4. Esquema de circuito con detonadores Hercu-det.
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Foto 13.2. Multiplicador temporizado Deckmaster.
J
2.4. Multiplicadores temporizados
Este grupo de accesorios consta normalmente de unmultiplicador convencional con una funda de plásticoque dispone de un orificio lateral,a modo de generatrizpor donde pasa el cordón detonante de bajo gramajede 3 a 6 g/m. El «elemento de tiempo» va inserto en elmultiplicador y está provisto de una cápsula iniciadorao sensor próximo al cordón detonante, un elemento detransmisión y un detonador temporizado.
Este tipo de multiplicador se utiliza básicamente enaquellas voladuras donde las columnas de explosivose seccionan e inician en tiempos distintos con el fin dereducir las cargas operantes. los tiempos nominalesde secuenciación dependen de las diferentes casasfabricantes, entre las que destacamos:
- Deckmaster de Atlas Powder Co. de 25 ms y 50 msde intervalos de tiempo con un retardo máximo dela serie de 400 ms.
- Austin ADP de 25, 50 Y 75 ms de intervalos deretardo.
- Slider de la Cll, Inc. Fi"g. 13.5 etc.
El número de intervalos puede ampliarse significati-vamente combinando este sistema con el clásico decebado en cabeza con detonadores eléctricos de mi-crorretardo.
CAPSULA DECIERRE
ORIFICIO DE PASO
ALOJAMIENTO DELA CAPSULA
DETONADOR NON EL
GUlA DE PASO DELCORDON DETONANTE
PROTECCION DEPLASTICO
TUBO DE TRANSMI-SION DELDETONADOR
CORDON DETONANTE
HENDIDURA EN :'NGULORECTO PARA FIJACION
Figura 13.5. Elementos y ensamblaje de un multiplicadortemporizado Slider.
173
2.5. Relés de microrretardo en superficie y en ba-rreno
El relé de microrretardo en superficie es un acce-sorio que intercalado en una línea de cordón deto-nante introduce un desfase de tiempo en la transmi-sión de la onda de detonación.
Están constituidos por un elemento de microrre-tardo con dos pequeñas cargas explosivas adosadas asus lados y alojadas en una vaina metálica.
En los de diseño antiguo, el cordón se engarza alcasquillo metálico mediante el empleo de unas tenaci-llas y en los más modernos, que son de plástico, sedispone en los extremos de unos huecos especialesque permiten con un pasador en forma de cuña fijarcorrectamente el cordón detonante. Fig. 13.6.
CAPSULACaRDaN DE ALUMINIO
- ~:.::\:.::..~"':) )~ ID~
\
$=~:=~.~","~' .~.~ ~~Q)
) \) . - """.-. '.; . CUNA
ELEMENTODE VAINADE PLASTlCORETARDO
o / J¡r~:[CASQUILLO ELEMENTODE ALUMINIO DE RETA.RDO
rJ
Figura 13.6. Tipos de relés de microrretardo de superficie.
Los tiempos de retardo son siempre de milisegundosy suelen oscilar entre 10 y 100 ms, dependiendo de lacasa fabricante. En España se comercializan de 15 y25 ms.
Foto 13.3. Relé de microrretardo.
174
'-...La utilización de estos elementos permite conseguir
secuencias con un número ilimitado de intervalos de
tiempo, pues incluso pueden colocarse más de uno enserie dentro del mismo ramal de cordón entre cada dos '-...barrenos.
Los otros relés, denominados de microrretardo enbarrenos, son en esencia semejantes a los anteriores, ~pues están formados por un pequeño cilindro de alu-minio con un extremo abierto donde se inserta el cor-
dón detonante que inicia la carga del barreno y en el '-...otro extremo una pequeña anilla por donde se enhebrael cordón de menor gramaje que constituye la líneamaestra. Fig. 13.7.
Los tiempos de microrretardo varían desde los 25 ms "-hasta los 1.000 ms y se necesita uno por cada barreno.
Con el fin de eliminar el riesgo de fallos es aconseja-ble disponer en las voladuras de un circuito doble de '--iniciación.
CORDON DE LlNEA MAESTRA'--
~
'--
'--RELE DEMICRORRETARDO
~ '--
CORDON DETONANTEDEL BARRENO
~ .~
'--
Figura 13.7. Relé de microrretardo en barreno.. '-
"-2.6. Detonadores ordinarios y mecha lenta
Los detonadores ordinarios están formados por uncasquillo de aluminio que contiene dos cargas: una "-carga base de un explosivo de alta velocidad de deto-nación en el fondo del tubo y una carga primaria de unexplosivo más sensible. Fig. 13.8.
Se inician por medio de un ramal de mecha lentaque se engarza al detonador con una tenacillas omordaza especial. Esa mecha lenta está fabricada "-por un núcleo de pólvora rodeada de varias capas dehilados y materiales impermeabilizantes, resistentesa la abrasión, a la humedad y a los esfuerzos mecá-. '-nlCos.
~
"-
J
J
CASQUILLO MEZCLADEIGNICION
CARGAPRIMARIA
J
Figura 13.8. Detonador ordinario.J
El corte de !a mecha lenta para que se produzca unJ buen contacto con la mezcla de ignición del detonador
debe ser normal al eje del núcleo de la misma. Fig. 13.9.
JINCORRECTO
J )~~~~~~~t~\~~~\\~MECHA SEPARACION CAPSULA
J CORRECTO
~~:~~)~\;;;~~;:c~'\.~J MECHA CONTACTO CAPSU LA
Figura 13.9. Iniciación con mecha lenta y detonador con-J vencional.
El tiempo de combustión es normalmente de 2 mi-nutos por metro, con una tolerancia del :i: 10%.
Las aplicaciones de estos accesorios se han ido re-_/ duciendo a lo largo del tiempo, siendo en estos mo-
mentos muy esporádica su utilización.Un sistema muy útil para encender simultáneamente
un gran número de mechas, en condiciones de seguri-../ dad y rapidez, lo constitu'ye el formado por los cordo-
J
~
>1'
J
ORIFICIODE PASO
~J
.. CONECTADORDE MECHA
J
J
MECHA LENTA
J
J
nes de ignición, que pueden llegar a tener velocidadesde propagación de hasta 3 mis, y los conectado res demecha. Fig. 13.10.
El encendido del cordón de ignición puede llevarse acabo por tres métodos: llama de un mechero, resisten-cia eléctrica o con una mecha lenta.
2.7. Cordones detonantes
Estos cordones disponen de un núcleo de pentritaen cantidad variable (3, 6,12,40 Y 100 g/m) rodeadopor varias capas de hilados y fibras textiles, con unrecubrimiento exterior de cloruro de polivinilo quepermite que tengan unas caracteristicas adecuadas deflexibilidad, impermeabilidad, resistencia a la tracciónya la humedad.
La velocidad de detonación es de unos 7.000 mis.
Los tipos de empalmes que pueden realizarse se indi-can en la Fig. 13.11.
En el cordón de 3 glm deben eliminarse tales uniones,a no ser que se efectúen con cordones de gramajesuperior. Si bien la aplicación básica de estos acceso-
jl ".=:::'hl~
'C/', . ~ cr,~
,J,"~ '> c
íJ~
(C~.~
~~1n c~.
=1>=
~~
Figura 13.11. Empalmes con cordón detonante.
MECHA LENTA
)
(
~
jCORDON DEIGNICION
~
Figura 13.10. Sistema de encendido rápido de mecha de seguridad.
J175
rios es la de transmitir la detonación iniciada por undetonador a una carga de explosivo, se emplean enotros usos como los que se indican en la Tabla 13.1.
TABLA 13.1
Foto 13.4. Cordones detonantes de diferente gramaje.
También existen en el mercado cordones reforzados
para trabajos submarinos y otros especiales antigrisú.
3.
'"SISTEMAS ELECTRICOS DE INICIACION
3.1. Detonadores eléctricos convencionales
Estos accesorios están constituidos por una cápsulade aluminio o cobre en la que se aloja un inflamador,un explosivo iniciador y un explosivo base. Fig. 13.12.La potencia de los detonadores viene dada por la can-tidad de fui minato de mercurio de que disponen, nor-malmente de 1 ó 2 gramos que corresponden a losnúmeros de potencia 6 y 8 respectivamente, o cual-quier otro explosivo equivalente, por ejemplo pentritaprensada, etc.
Si el detonador es de retardo o microrretardo entre el
176
"--inflamador y el explosivo primario existe un elementopirotécnico retardador.
'-
HilOS DE ALlMENTACION
'-
"--.-
TAPaN DE CIERRE
'-VAINA METALlCA
INFlAMADOR
OPERCUlO
PORTA RETARDO
PASTA RETARDADORA.~
CARGA PRIMARIA
CARGA BASE
I
1 Ir"!.'
'--
o b'--
Figura 13.12. Detonadores eléctricos. Instantáneos y Tem- '--porizados.
'--
Los detonadores eléctricos se clasifican en funciónde las siguientes características:
.~
1. Tiempos de detonación.
2. Características eléctricas, y
3. Aplicaciones.'---
De acuerdo con el lapso de tiempo transcurrido en-tre el momento en que se energetiza el detonador y el ---instante en que se produce la detonación de las cáp-sulas se agrupan en:
"-
- Detonadores instantáneos
Detonadores temporizados. De retardo y de mi-crorretardo. "-
En España la serie de detonadores de retardo (500ms) fabricados por UEE consta de doce números, y la '--de detonadores de microrretardo de 20 y 30 ms con 15 y18 números respectivamente.
Todos los detonadores eléctricos presentan ciertadispersión en los tiempos de iniciación, siendo mayor "-en los números más altos de la serie, tal como hademostrado Winzer (1979) en un exhaustivo estudiocon cámaras ultrarrápidas. El rango de variación nor- '--mal suele estar comprendido entre el5 y eI10%. Birch(1983) da una fórmula para estimar la desviación típicaen milisegundos a partir del número de detonador '--
«nd»:
'-...
CaRDaNDETONANTE APLICACIONES
(g/m)
1,5-3 . Iniciación de multiplicadores yexplosivos muy sensibles.
6 . Líneas maestras conectandobarrenos.
12-20 . Iniciación de explosivos conven-cionales y de baja sensibilidad.
40 . Prospecciones slsmicas.100 . Voladuras de contorno y demo-
liciones.
/
TABLA 13.2
J
--'
J
J
.../
.-/
Fuente: Unión Española de Explosivos, S. A.
J
O"ts = (3 + 2 . nd)
Desde el punto de vista eléctrico los detonadores se.-/ clasificansegúnel impulsodeencendidoo energíapor
unidad de resistencia eléctrica que se precisa paraprovocar la inflamación de la píldora del detonador. Así
./ pues, los detonadores se denominan Sensibles (S),Insensibles (1)y Altamente Insensibles (Al).
Las características eléctricas de los detonadores es-J pañoles se indican en la Tabla 13.2.
En lo referente a las aplicaciones, además de losconvencionales, existen en el mercado detonadoresresistentes a altas presiones de agua para voladuras
.-/ submarinas, detonadores de cobre para ambientesgrisuosos o inflamables y detonadores para prospec-ciones sísmicas.
En las voladuras, los detonadores eléctricos se co-nectan entre sí formando un circuito que se une a lafuente de energía por medio de la línea de tiro. Los
J tipos de conexión que son posibles realizar son:
- En serie, Fig. 13.13.
.-/
./
~~~ Trn--~:./ Figura13.13. Circuito en serie.
La resistencia total del circuito «RT» que resulta es:
./RT = RL + n (Rp+ 2 m x rt) = RL + n x RD
donde:./
./
RL = Resistencia de la línea de tiro (O).
Rp = Resistencia del puente del detonador (O).
n = Número de detonadores.
m = Metraje de los hilos del detonador (m).
r 1 = Resistencia por metro lineal de hilo..-/
./
Para cobre de 0,6 mm de diámetro el valor es0,065 O/m.
RD = Resistencia total del detonador (O).
Este tipo de circuito es el más utilizado por su senci-llez y por la posibilidad de comprobación por simplecontinuidad del mismo. Si el número de detonadoreses alto, la tensión del explosor necesario es elevada y elamperaje que resulta es pequeño pues viene dado por:
I = V/RT
En paralelo, Fig. 13.14.
ttt-::::j"8, Bn82 83
Figura 13.14. Circuito en paralelo.
RT = RL + ~ n
Este sistema de conexión se utiliza sobre todo en" trabajos subterráneos y es recomendable cuando el
riesgo de derivaciones es alto.
- En serie-paralelo, Fig. 13.15.
En conexiones equilibradas se tiene:
RT = R + RD. nsL -
np
donde:
ns = Número de detonadores en serie.
np = Número de series en paralelo.
177
TIPO DE DETONADORCARACTERISTICAS ELECTRICAS
DE LOS DETONADORES UEE S I Al
Resistencia de puente 1,2-1,6 0,4-0,5 0,03-0,05Ohmios (O)
Impulso de encendido.0,8-3 8-16 1.100-2.500
(mW. seg/O)
Corriente de seguridad 0,18 0,45 4Amperios (A)
Corriente de encendidoen series recomendada
25Amperios (A) 1,2 2,5
Q<:
I IRLI I
I I
!!Figura 13.15. Circuito serie-paralelo.
Este tipo de circuito se emplea cuando el número dedetonadores es muy grande y es necesario reducir laresistencia total para adaptarse a la capacidad del ex-plosor.
Una fórmula para determinar el número óptimo deseries en paralelo a partir de un conjunto de detona-dores, disponiendo ya de un explosor, es:
2 Resistencia total del conj unto de detonadoresn -,-P Resistencia de la línea e hilos de conexión
Si a pesar de ese cálculo la intensidad eléctrica esti-
mada para cada serie no es suficiente para iniciar ade-cuadamente a los detonadores las alternativas de ac-
tuación son: cambiar la línea de tiro por otra más ro-busta de menor resistencia eléctrica o sustituir el ex-plosor por otro de mayor voltaje.
Este tipo de circuito es muy efectivo cuando las vo-laduras tienen menos de 300 barrenos. El desequilibrioadmisible entre series es del::':: 5%.
La unión de los hilos de los detonadores entre sí ocon la línea de tiro debe hacerse de acuerdo con los
esquemas recomendados en la Fig. 13.16.
C~ J~D ..~~Figura 13.16. Conexiones recomendadas en los circuitos
eléctricos.
Cuando no existan garantías de aislamiento o sedeseen agilizar los trabajos de ~onexión podrán em-plearse conectadores rápidos.
Las comprobaciones de los circuitos se realizaráncon un óhmetro diseñado para que la intensidad desalida no exceda de 0,025 A y la corriente de cortocir-cuito sea inferior a 0,050 A. Las etapas de comproba-ción pueden dividirse de la siguiente forma:
178
a) Antes de la conexión del circuito. Comprobar la "-continuidad y el aislamiento de la línea de tiro, y sise estima necesario cada detonador individual-mente, tomando la precaución de introducir la "-cápsula dentro de un bloque de madera o unatubería de acero para proteger al artillero de unaposible explosión accidental.
b) Después de la conexión, Comprobar la resisten-cia total del circuito. Cuando el esquema es enserie las resistencias menores a las calculadas \..son debidas a la falta de conexión de todos losdetonadores o a una derivación en el circuito. Sila resistencia es demasiado alta existe un falso.
contacto o el número de detonadores es superior \..al calculado. Y por último, si la resistencia esinfinita el circuito está abierto. Cualquiera deesas anomalías se corregirá subdividiéndose el "-
circuito y determinando el punto donde se loca-liza el fallo.
"-
"-
En los circuitos en paralelo se recomienda compro-bar individualmente cada detonador y en los esquemasserie-paralelo proceder a comprobar cada serie y veri- "-ficar si éstas están equilibradas.
3.2. Detonadores eléctricos Magnadet.Multiplicadores Magna
En 1981 apareció en el mercado el detonador "-
eléctrico Magnadet, comercializado por la ICI, quepresenta frente a los convencionales numerosasventajas como son:
- Las corrientes errantes continuas o alternas con-
vencionales de 50 ó 60 Hz no pueden iniciarlo.
- Pasa la prueba de electricidad estática alemanacon descarga a 30 kV Y 2.500 picofaradios y lafrancesa de 10 kW y 2.000 picofaradios.
- Es más seguro que los detonadores convenciona-les frente a la energía de radio frecuencia.
- La posibilidad de derivaciones es prácticamentenula, pue-s cada detonador actúa independiente-mente como en un circuito paralelo.
\,
La característica especial de este detonador es quese conecta al explosor a través de un transformador. Elprimario está constituido por la línea de tiro que se une
" al explosor y el secundario por un anillo toroidal deferrita y los hilos de la cápsula detonante. Fig. 13.17.
La iniciación del detonador sólo puede producirsecuando el primario se conecta a una fuente de co-rriente alterna de frecuencia igualo superior a 15 kHz.Por esto, se precisan explosores especiales por en-cima de la indicada hasta los 30 kHz y permiten com-probar fácilmente si la impedancia del circuito está pordebajo del límite aceptable.
La batería de que disponen es recargable y permiteefectuar hasta 100 disparos si se parte de su cargamáxima. El multiplicador Magna se basa en el mismoprincipio y está diseñado para alojar dos detonadoresMagnadet con una longitud de hilos conductores re-ducida a 5 cm. El circuito primario pasa a través de un
\,
/
EXPLOSORTOROIDEDE FERRITA
@CIRCUITO
/ 8/
PROTECTORDEPLASTICO
DETONADOR
MADEJA
Figura 13.17. Detonador Magnadet.
orificio central tal como puede observarse en la Foto.13.5.
Foto 13.5. Multiplicador Magna.
3.3. Detonadores temporizados electrónicos
Desde mediados de los años 80, diversos fa,9ricantesde explosivos comenzaron a desarrollar los detonado-res temporizados electrónicos. Estos accesorios permi-ten, por su gran precisión, un excelente control del pro-ceso de fragmentación, así como de las vibraciones yproyecciones.
Los componentes principales de un detonador elec-trónico se representan en la Fig. 13.18. En esenciaconsisten de una unidad de retardo electrónica y undetonador instantáneo.
Se distingue un circuito integrado, o microchip (4),que constituye el corazón del detonador, un condensa-dor para almacenar energía (5), y unos circuitos deseguridad (6) conectados a los hilos que sirven de pro-tección frente a diversas formas de sobrecargas eléctri-cas. El propio microchip posee unos circuitos de seguri-
dad internos. La cerilla inflamadora (3) para la inicia-ción de la carga primaria (2) está especialmente dise-ñada para proporcionar un tiempo de iniciación peque-ño con la mínima dispersión.
Figura 13.18. Detonador electrónico.
El sistema de encendido consta, pues, de un conden-sador y de un conmutador electrónico, cuya salida es lacerilla inflamadora.
En cuant') a los tiempos de retardo, los detonadoreselectrónicos tienen unas posibilidades mucho mayoresque los convencionales. Los accesorios se fabrican conun determinado número de período o escalón, que noestablece el tiempo de retardo sino el orden en el queocurren las detonaciones. El tiempo de duración delperíodo se programa y almacena instantes antes de lavoladura sobre una RAM o una EPROM si el explosor(tarjeta de hardware) admite preprogramación, utilizán-dose intervalos que van desde pocos milisegundoshasta 500 ms.
De esta manera, es posible alcanzar un mismo tiem-po de diferentes formas. Por ejemplo, 500 ms puedenconseguirse con el detonador nQ20 programado a 25ms, o con el nQ1 programado a 500 ms. Las posibilida-des son tan amplias que algunas marcas ofrecen ran-gos de tiempos que van desde 1 ms hasta 15 s.
Los microchips proporcionan unos tiempos de retardomuy precisos, con una exactitud del orden del 0,1% delintervalo programado.
Otras características de los detonadores electrónicosson:
- No pueden explosionar sin un código de activaciónúnico.
- Reciben la energía de iniciación y el código de acti-vación desde el aparato de programación y mando.
- Están dotados de protecciones frente a sobreten-siones. Los pequeños excesos de carga se disipaninternamente a través de los circuitos de seguri-dad, mientras que los altos voltajes ( > 1000 V) selimitan por medio de un cortacorriente.
- Son insensibles a los efectos de tormentas, radiofrecuencia y electricidad estática.
- Latensiónde operaciónes pequeña( < 50 V), quees una gran ventaja considerando el riesgo decorrientes errantes.
El aparato explosor sirve, además de para energeti-zar los detonadoras, para programar previamente lostiempos de respuesta de éstos.
En esencia está formado por un microprocesadorcentral o CPU que gobierna el resto de elementos pro-pios de un ordenador y cuyo modo de funcionamientopuede variarse a través de los programas de control.
179
Foto 13.6. Detonadores electrónicos y componentes(cortesía de ICI Explosives).
El acceso al artillero está restringido mediante uncódigo secreto de usuario (palabra clave o password),sin el cual el equipo no funciona.
Los detonadores se conectan en paralelo a un cablede uno o varios hilos, a través de los que se envía tantola informacióncomo la energía a los detonadores.
OPERACION MANUAL OPERACION AUTOMATICA(IntemJpciOO pooible)
~pr.;ooarbo1ooe:/ rL decaiga
II
Detonador
Foto 13.7. Unidad de programación y mando(cortesía de ICI Explosives).
El primerpasoconsisteen comprobarla continuidadde la línea y, a continuación, se procede a la seleccióndel tiempo de retardo de los detonadores. Previamente,el aparato emite señales de chequeo a los detonado-res. Si todo es correcto se continua; en caso contrarioaparece un mensaje de error.
Después se cargan los condensadores de los deto-nadores y, a continuación, se da la orden de disparo.En la Fig. 13.19 se representa un diagrama de funcio-nes simplificado.
En cualquier instante la operación puede ser inte-rrumpida procediendo el sistema a pedir el código deentrada o password.
OPERACION AUTOMATICA(IntemJpciOO Imposible)
Explosor
Ii~
I
Detonación después
---+I de los tiempos deretardo indMduales
Figura 13.19. Diagrama de bloques del funcionamientode un detonador electrónico.
El número de detonadores que es posible conectar alaparato explosor varía según los fabricantes, desde
,,¡:.250 en el caso de los detonadores ExEx de'la ICI con
su Expert Explosives Blasting System, hasta 500 en losaccesorios y equipos desarrollados por NitroNobel.
El principal obstáculo hoy en día para el empleo deestos detonadores es el económico, pues hasta que nose llegue a una fabricación masiva los costes unitariosserán altos.
En las grandes obras y explotaciones mineras esesobrecoste quedará compensado can el aumento deldiámetro de perforación, haciendo que la repercusiónde los accesorios sea cada vez menor por unidad devolumen de roca arrancada, y también por las exigen-cias de seguridad en los trabajos de envergadura o demayor complejidad.
180
4. FUENTES DE ENERGIA
La" fuentesdeenergíapara la iniciación de los deto-nadores eléctricos son: Explosores, Baterías y Red deEnergía Eléctrica.
Tanto las baterías como las líneas eléctricas sonfuentes de energía poco adecuadas para el disparo devoladuras y sólo en casos especiales y con una autori-zación expresa podrán emplearse.
4.1. Explosores convencionales
Dentro del grupo de explosores los más utilizadosson los de condensador. Mediante una magneto de
Jmanivela o una pila se carga progresivamente el con-densador, cerrándose el circuito de forma automática o
J controlada cuando la tensión alcanzada en el mismo esla adecuada y se produce la descarga de corriente enun tiempo muy breve.
JRs
K,
RzJ
z,
~ z,
Cl IC"
JD,~ T T
C, tDz I I
03 I
R,¡¡¡'z, R.
Z4 Kz
J
C.
ThDi R.
~
Figura 13.20. Esquema eléctrico de explpsor de condensa-J dores.
J Para comprobar que el modelo de explosor que seposee en un trabajo determinado es el correcto, o parael dimensionamiento del mismo, cOnviene efectuar los
J siguientes cálculos:
1. Energia Total Disponible «Eo" en el explosorJ
E= J..-CV2o 2
Jsiendo C la capacidad en faradios del explosor y V latensión en voltios que alcanza el condensador en elmomento del disparo.
J
J
2. Energia Suministrada al Circuito «Eo" duranteun corto período de tiempo que normalmente esde unos 5 ms.
J E = E (1-Q,Q1/RTxC
d o -e ).,
J3. Intensidad Efectiva «1EF" que será suministrada
al circuito.
J /'EF = V
Ed
0,005 ~ RT
J4. Impulso de encendido. «Si"
J s = EdI R =IEF2xtT
./
Ejemplo:
Se desea disparar una voladura de 10 barrenos condetonadores Al con una longitud de madeja de 3 m yuna linea de tiro que tiene una resistencia de 5 Q. Sedispone de un explosor con C = 200 JlF Y V = 1.100 Vcon un tiempo de descarga de 5 ms. Se quiere com-probar si ese explosor es suficiente para energetizarlos detonadores de la voladura.
1.° RT = RL + n x RD = 5 + 10 x (0,05 + 2 x 3 x
x 0,065) = 9,4 Q
2.° Eo = 0,5 x 200 x 10-0 X 1.1002 = 121 Julios
3.0 Ed = 121 x (1 - e-5,32) = 120,4 Julios
-~/ 120,4, =50,61A4.° IEF - V'0,005X9;4
5.° Si = 50,622 X 5 = 12.809,3 mW.s/Q
luego «S ¡" es mayor que 1.100 - 2.500 m W.s/Q quees la sensibilidad eléctrica de los detonadores Al. ElFactor de Seguridad <:eria:
12.809,3 = 5,12FS = 2.500
4.2. Iniciación por corriente alterna
~
La energetización de las voladuras utilizandQ co-rriente alterna de una línea industrial o procedente deun grupo generador no es aconsejable, pues como losvalores de la tensión varían con el tiempo con un dura-ción del ciclo de 20 ms, nunca se sabe con qué intensi-dad se energetiza la voladura, pudiendo en conse-cuencia dar lugar a fallos.
Este método sólo suele emplearse en trabajos sub-terráneos.
4.3. Explosores secuenciales
En operaciones donde el diámetro de perforaciónobliga a subdividir la columna de explosivo para redu-cir las cargas operantes, se utilizan detonadoreseléctricos de distinto número dentro de cada ba-rreno.
También cuando las voladuras se disparan con unconjunto grande de barrenos la serie normal de deto-nadores eléctricós puede llegar a suponer una limita-
181
ción técnica. Para obviareste problema se han desa-rrollado, desde hace relativamente poco tiempo, losexplosores secuenciales. Básicamente, están consti-tuidos por un sistema de descarga por condensadoresy un equipo electrónico con temporizador para ener-getizar varios circuitos en intervalos de tiempo distin-tos. El número de circuitos más común es de 10y cadauno de ellos puede programarse en los modelos máscompletos con incrementos de 1 ms entre 5 y 999 ms.
Foto 13.8. Explosor secuencia/.
El equipo está constituido por los siguientes ele-mentos: unidad explosora, cable maestro con diez cir-
-;).§ +300(f)o1-5~+ 240U(f)
g~+180(f)w...J<J:U +120ZW:::>uw(f) +60(f)oO-::;:W¡: o
50 \ 100 \50 200 250 300
XP S l \ TIEMPO EFECTIVO DE SALIDA (ms)E LOOR .TIEMPO NOMINALDEL DETONADOR(ms)
"-cuitos independientes, comprobador de explosor ycomprobador de circuitos.
El cable maestro de longitud variable está formadopor un alma de 12 hilos y 10 pares terminales a los que "-se conectan los extremos de los circuitos de la pega.
El comprobador de explosor mide el porcentaje deenergía que el explosor es capaz de suministrar en la "-
descarga, y con el comprobador de circuitos se verificasi la resistencia de los diferentes circuitos es admisiblesegún la capacidad del explosor.
En la Fig. 13.21 se representa una voladura múltipledonde con una serie de detonadores de 12 números seconsiguen 72 instantes de salida diferentes con 6 cir-cu itos. "-
Algunos modelos permiten el control remoto, elacoplamiento a equipos satélit€s, etc., lo cual es muyútil sobre todo en trabajos subterráneos.
"-
"-
"--
5. OTROS ACCESORIOS"--
'--5.1. Conectadores
Los conectadores pueden ser de dos tipos, segúnse utilicen para conexiones de detonadores eléctri- "'--..
'---
'---
'--
'---
'--
'--
'--
'--
"-
Figura 13.21. Voladura múltiple disparada con explosor secuencia/. "-
182 "-
./
./~STRO
"10 "8CIRCUITOS
"7 #6 "5"9
./
RETACADO .
~ ~
25
50 50
75 75
"Neo DETONADORES'" '00POR BARRENO
(TIEMPO EN ms ) I ~ ~10 9
/
/
/
/
/ 100
125
8/
125
6
125
4FRENTE
"4 #3 "2
125
2
TERMINAL
UJf-ZUJo:ll.
125
BARRENO#1
Figura 13.22. Voladura múltiple con cargas secuenciadas dentro de los barrenos./
/
/
cos o de cordón detonante. Los primeros están for-mados por un pequeño tubito cerrado por un lado enel que se introducen los extremos unidos de los hi-los. Una vez hecho esto, se dobla para garantizar suretención constituyendo así un elemento eficaz deaislam.iento. Fig. 13.23./
/
/
/
/
Figura 13.23. Conectador de detonadores eléctricos./
/
Los conectadores para el éordón detonante sonpequeños tubos de plástico que disponen de unahendidura en Ven uno de los extremos que terminaen un taladro dispuesto diametralmente. Permiten laconexión rápida y segura de las líneas de cordóndetonante de igualo diferente gramaje. Foto 13.9./
/
Foto 13.9. Conectador de cordón detonante.
Otro tipo de conectador es el que sirve para poner encontacto los detonadores eléctricos con el cc;>rdóndeto-nante, Fig. 13.24. Consisten en pequeños tubos deplástico con sección irregular, alojándose el cordóndetonante en la parte más estrecha y, posteriormente,
183
la cápsula del detonador en la más ancha ejerciendouna ligera presión.
Figura 13.24. Conectador entre detonador eléctrico ycordón detonante.
5.2. Tubos omega y enchufables
"-
Para espaciar la carga a lo largo de los barrenos en "-las voladuras de contorno se utilizan tubos de plás-tico abiertos longitudinalmente en los que se intro-duce un cordón detonante y cartuchos separados.entre sí a la distancia prevista. Fig. 13.25. '--
En las voladuras de contorno el explosivo puedeestar preparado en cartuchos especiales en cuyos.extremos disponen de unos elementos de unión que '--permiten preparar con rapidez y segu ridad las co-lumnas de longitud deseada.
PLASTlCO
'--
CORDON DETONANTE
Figura 13.25. Tubo omega.
5.3. Elementos centralizadores y de retención
En las voladuras de contorno de pequeño diáme-tro, donde las cargas están desacopladas, se utilizanpiezas de plástico en forma de margarita que inser-tadas en los tubos o cartuchos rígidos sirven paracentrar éstos dentro de los barrenos, dejando un ani-llo coaxial de aire que actúa como amortiguador. Fig.13.26.
Figura 13.26. Elemento centralizador de cargas de explo-sivo.
184
'--
'--
'--
'--
En barrenos ascendentes de excavaciones subte-rráneas, para conseguir la sujeción en los cartuchosse utilizan piezas semejantes a la anterior fabricadasen un plástico semirrígido. Fig. 13.27.
-1l
'--
'--
'---
'---
'---
'---
'---
Figura 13.27. Pieza de retención de cartuchos. '---
'-..
5.4. Tapones para el retacado de barrenos'-..
Resultados de los estudios de más de diez años dela Universidad de Missouri-Rolla son los tapones debarrenos llamados "StemTite Blast Control Plugs".
'---
'-..
./
Se fabrican con poliestireno moldeado por inyección,para diámetros de barrenos entre 76 y 165 mm contamaños cada 12 mm.
El efecto de retención de los gases producidos tras ladetonación de los explosivos se traduce en un menorconsumo de éstos, pudiéndose cerrar los esquemas de
/ perforación, o alcanzar una mejor fragmentación de laroca.
/
/
/
/'
/
/
Foto 13.10. Tapones especiales para el retacadode barrenos.
5.5. Tapones de señalización de barrenos
Para el replanteo de las voladuras a cielo abierto ypara evitar la caída de piedras u otros objetos en losbarrenos perforados se emplean tapones troncocó-nicos de plástico o de madera. Fig. 13.28.
/
AI !U
/
.,-/
Figura 13.28. Tapones troncocónicos.
/
El color de los tapones, que debe contrastar con elde la roca, puede ser el mismo en toda la voladura ocombinación de varios para visual izar la pega,no sóloen su geometría sino incluso en la secuencia de dis-paro prevista. .
5.6. Embudos
/
Cuando el explosivo que se emplea es a granel y se
vierte en los barrenos directamente desde los sacos,es conveniente disponer de un embudo para agilizarla carga y evitar las pérdidas de explosivo y la mezclade éste con el polvo de perforación. Estos elementosse construyen de chapa metálica con una anilla ex-terior a la cual se fija el cordón detonante con el finde evitar su arrastre al interior de los barrenos.
CaRDaNDETONANTE
~
Figura 13.29. Embudo para la carga de explosivos a granel.
5.7. Atacadores
Para efectuar el retacado, comprobar la profundi-dad de los barrenos y ayudar a la carga de los mis-mos, se utilizan atacadores de madera o de otrosmateriales adecuados que no produzcan chispas ocargas eléctricas. El diseño suele ser cilíndrico consuperficie lisay longitudes variables, terminando conuna pieza tronco cónica o cilíndrica de mayor diáme-tro. En ocasiones están constituidos por tramos en-chufables y flexibles que permiten disponer de lalongitud deseada.
D D, I
~.'~}iD =:.; ~.~.-_~'é,';-n
Figura 13.30. Atacadores.
5.8. Equipos de retacado
En las grandes explotaciones, donde el número ydiámetro de los barrenos es tan elevado que el reta-cado manual llega a ser lento y costoso, se estánutilizando desde hace varios años equipos mecáni-cos como el de la Fig. 13.31. Básicamente, la má-quina consiste en un pequeño vehículo automotriz
185
semejante a una pala de ruedas a la que se ha equi-pado de un sistema bivalva o de empujadores accio-nados por cilindros hidráulicos.
Figura 13.31. Equipo mecánico de retacado para grandesbarrenos.
"-
El tiempo invertido en el retacado de cada barrenoes de unos 30 segundos y actualmente en el mercadoestán disponibles modelos para barrenos con diá-metros entre 160mm y 380 mm. "-
5.9. Instrumentos de medida de la dimensión de la "-
piedra
Los errores de medida varían en el rango de :t 5%. "-
Si las desviaciones no son admisibles se puede vol-ver a reperforar el barreno o a modificar el esquemade carga de la voladura. '-
En la perforación de macizos rocosos, con fuertescambios litológicos y grandes alturas de banco, lasdesviaciones pueden ser acusadas y llegar a consti- '-tuir un peligro potencial de proyecciones y onda aé-rea, así como afectar a los resultados de las voladu-ras.
Actualmente, 'existen en el mercado instrumentosde medida de la dimensión de la piedra que consis-ten en una sonda que se introduce en los barrenos y "-
un aparato de radiodetección que maneja un opera-dor desde el pie del banco. Fig. 13.32.
"-
'-
',--
PROBETA
'-
"-RECEPTOR
"-
5.10. Sistema de predicción de tormentas
Figura 13.32. Equipo de medida de la piedra. "-
El sistema de predicción de tormentas está constitui-
do por dos componentes principales: la""unidad sensoray la unidad central. "
La unidad sensora está compuesta por un dispositivoque mide la intensidad del campo electrostático y poruna antena de dos piezas para registrar las señales delimpulso de los relámpagos y el ruido atmosférico quese genera en las nubes tormentosas durante su desa-rrollo. El tubo de la antena actúa como soporte de dis-positivo de ,campo y está sujeto a una base plegable.
La unidad sensora se sitúa en el exterior, en unespacio abierto.
La unidad central consiste en un armario de aluminio
reforzado con paneles de contr01 y señales, equipoelectrónico para evaluar las señales que llegan y circui-tos de suministro de energía con un acumulador adicio-nal en "stand-by". Además, la unidad central incluye el
186
equipo electrónico para controlar las unidades externasde alarma y registro.
Las señales que llegan de la unidad sensora sontransmitidas a través de un cable protegido, a la unidadcentral, que deberá estar preferentemente situada en elinterior o bajo un cobertizo protector si está al aire libre.
Todos los componentes que están expuestos a lacorrosión se fabrican en acero inoxidable o algún otromaterial no corrosivo.
El sistema se puede equipar con unidades de alarmaexterna que proporcionan la posibilidad de distribuirseñales de alerta rojas y amarillas por todo el lugar detrabajo. Las unidades también avisan si el sistema dejade funcionar por un fallo en el suminis!ro de energía.
Con el objeto de poder avisar de forma eficiente de lapresencia de tormentas y alta intensidad en el campo,se deben tomar en consideración los tres tipos de tor-mentas diferentes que se exponen a continuación:
'-
'--
'-
'--
'-
1. Tormentas que están completamente desarrolladas '-
'-
./
cuando llegan a la zona de alerta., 2. Tormentas que comienzan a desarrollarse dentro
./ de la zona de alerta. La primera descarga eléctricapuede ocurrir en este caso dentro de la zona quenos concierne.
3. Precipitación en forma de lluvia o nieve con carga./ electrostática. Este tipo de precipitación puede cau-
sar relámpagos pequeños.
El tipo 1 se registra a través del dispositivo de campoy la antena de onda de radio que capta la radiación delos relámpagos a una distancia aproximada de 15 km.
./ Los tipos 2 y 3 son registrados por el dispositivo decampo que capta correctamente la intensidad eléctricadel campo en el aire.
Todo tipo de tormenta se puede comprobar por./ medio del registro del "ruido" que siempre se produce
en nubes tormentosas desarrolladas.
./
./ Este sistema proporciona alarmas en dos fases:
1. Alerta amarilla.
2. Alerta roja./
./
Una alerta amarilla indica que las condiciones eléctri-cas en la atmósfera son anormales. Esto puede ser unfenómeno pasajero, pero si hay una tormenta aproxi-mándose la fase siguiente puede ser de alerta roja.
La alerta roja indica que la actividad eléctrica en laatmósfera no es temporal y, por lo tanto, hay un riesgoconsiderable de que se produzca un relámpago en lazona de alarma dentro de los próximos diez minutos.
Debido a que el sistema puede ser preparado parasensibilidades diferentes, niveles de alerta amarillo yroja, puede ser usado en áreas distintas que sean sen-sibles al trueno u otra forma de actividad eléctrica en laatmósfera.
/
/
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187
J
Capítulo 14J
J
SISTEMAS DE INICIACION y CEBADOJ
J
J1. INTRODUCCION
La aplicación masiva de los agentes explosivos, comoel ANFO, los hidrogeles y las emulsiones al
J arranque de rocas, ha exigido un fuerte desarrollo de lastécnicas de iniciación y cebado, debido, por unlado, a la insensibilidad relativa de dichas sustancias
J y, por otro, para obtener el máximo rendimiento de laenergía desarrollada por los explosivos.
El proceso de detonación precisa de .una energíaJ de iniciación para que se desarrolle y mantenga en
condiciones estables.
Los términos más corrientes que se encuentran enla documentación sajona sobre iniciadores son:J
- Primer: Carga de explosivo potente y sensibleutilizada para iniciar la columna principal alojadaen el barreno. Son explosivos sensibles al deto-nador y al cordón detonante, incluso al de bajogramaje.
J - Booster: Es una carga de explosivo potente que nocontiene ningún accesorio de iniciación y que tienedos funciones:
J
.../1. Completar el trabajo de iniciación del «primer»
en la columna de explosivo, y
2. Crear zonas de alta liberación de energía a lolargo de dicha columna.
J
Sobre las técnicas de iniciación se han desarro-
J liado a partir de los años 70 diversas teorías, algunascontradictorias, que han creado cierto confusio-nismo entre los operadores. En los apartados si-
.../ guientes se actualiza el estado de conocimiento y sedan una serie de recomendaciones prácticas para 10-
o grar el máximo aprovechamiento de los explosivos.
J
2. INICIACION DEL ANFO A GRANEL
J
Cuando los barrenos tienen una longitud inferior a" los 10 m y se mantienen secos, la iniciación del ANFO se
..-/ puede llevar a cabo con seguridad mediante un soloiniciador.
Si la altura del banco es grande y los barrenos atra-
.../ viesan zonas con diferentes características litológicasy grados de fractu ración de la roca, se presenta no sólo
.J
una posibilidad de aporte de agua, sino incluso quedurante la carga del barreno se produzcan disconti-nuidades en la columna de explosivo. En estos casos,es aconsejable un cebado múltiple de la columna dis-poniendo un iniciador cada 4 ó 5 m, ya que con estepequeño sobrecoste se elimina el riesgo de fallos enalgunos barrenos de la voladura.
2.1. Iniciación con cargas puntuales
En el cebado del ANFO, el rendimiento de un iniciadorestá definido por su presión de detonación, sus dimen-siones y su forma.
Cuanto mayor es la presión de detonación «PO»,mayor será su disponibilidad para la iniciación. Elefecto de la «PO» sobre la velocidad de detonación
«VD» del ANFO se ilustra en la Fig. 14.1.
5.000
l2z«
'::;:-~~~~~:;'~ f~p,)!2400013.500
5000--'wo
i5 4000
U«zo~0.-woo«oUS~ 3600
4000
700
e
V. D. DE REGIM~
2000DIAMETRO DEL MULTIPLlCADOR " DIAMETRO
DEL ANFO 75 mm
CONFINAMIENTO EN TUBO DE ASBESTO
100 200 300 400 500
DISTANCIA AL PUNTO DE INICIACION (mm)
Figura 14.1. Efecto de la presión de detonación del inicia-dor sobre la velocidad inicial del ANFO (Junk, 1972).
189
Como puede observarse con una presión de detona-ción inferior a un cierto valor se produce una caídaparcial de la «VD", sucediendo lo contrario cuando setiene una «PO" superior al citado valor.
De la misma manera se ha estudiado el efecto deldiámetro del iniciador. Fig. 14.2.
5.000
1[2z«
CURVAA
75
64
51
v. D DE REGIMEN" "
-'2'izou« 4.000zot;;o
25
woo«ougw>
3.000
2000 D'AMETRO DEL ANFO 076 mm
CONFINAMIENTO EN TUBO DE ASBESTO
'°0 200 300 400 500
DISTANCIA AL PUNTO DE INICIACION (mm)
Figura 14.2. Efecto del diámetro del iniciador sobre la velo-cidad inicial del ANFO (Junk, 1972).
Así pues, las condiciones que debe cumplir un ini-ciador para eliminar las zonas de baja «VD"del ANFOson: presión de detonación lo más elevada posible ydiámetro superior a 2/3 del calibre de la carga aproxi-madamente.
La longituddel iniciadortambién tiene su importancia,ya que éste a su vez es iniciado por un detonador o cor-dón detonante y presentan un determinado tramo deelevación de la velocidad de detonación. Por ejemplo~un hidrogel para alcanzar la velocidad de detonación derégimen suele tener una distancia carac~rística de 3 a6 veces el diámetro de la carga. .
En la Tabla 14.1 se indican las dimensiones mínimasde iniciadores «booster» de pentolita para diferentesdiámetros de barrenos.
Tabla 14.1
190
"
En cuanto a la forma de los iniciadores, las últimasinvestigaciones han puesto de manifiesto que tiene unefecto significativo sobre su rendimiento, por lo queconstituye un campo de estudio abierto. "-
Aunque existe la creencia general de que la energíaproducida por el ANFOaumenta con la «VD"transito-ria de la carga, esta concepción es errónea porque la 'energía total producida por un explosivo es constantee rndependiente de dicha velocidad. Un aumento de la«VD» provoca un incremento de la energía de tensión "-
«ET" y por consiguiente una disminución de la energíade los gases «EB", pero, la suma de ambas permanececonstante.
La relación «ET/EB" es menor en zonas de caída"de «VD" y mayor cuando el iniciador produce unasobreelevación de la «VD".
El aumento de la «ET" sólo es beneficiosa en la "-
fragmentación cuando se vuelan rocas duras, frágiles ymasivas. En formaciones sedimentarias o rocas muytectonizadas se debe intentar aumentar «EB" paraaprovechar el efecto de las fracturas y planos de debi-lidad y conseguir un desplazamiento adecuado de lasrocas.
Por último, se ha visto que la «VD" de régimen delANFO es independiente del tipo, peso y forma de losiniciadores (Junk 1972).
2.2. Clases de iniciadores
En la actualidad, los iniciadores más utilizados sonlos multiplicadores fabricados de pentolita, pues pre-sentan numerosas ventajas entre las que destacan:
- Insensibilidad a los impactos y fricciones.- Alta resistencia mecánica y por lo tanto estabilidad
dimensional.
- Poseen uno o dos orificios por donde el cordóndetonante puede pasar y quedar retenido o in-sertar un detonador. Fig. 14.3.
- Son pequeños, compactos, fáciles de manejar y noproducen efectos fisiológicos adversos.
- No se alteran con el tiempo.
CORDONDETONANTE
CORDONDETONANTE
~I DETONADORCOMERCIAL
,I~- ¡'~:~S'VA
Figura 14.3. Multiplicadores convencionales.
Los hidrogeles y emulsiones que son sensibles aldetonador o al cordón detonante pueden emplearsecomo iniciadores primarios o cartuchos cebo, con la
DIAMETRO DEL TAMAÑO DEL INICIADORBARRENO DE PENTOLlTA
(mm) (Masa x diámetro x longitud)
- 50 30 g x 23 mm x 52 mm50 - 115 60 g x28 mm x70 mm
115 - 160 150 g x 40 mm x 79 mm160 - 320 400 g x 80 mm x 59 mm
./
ventaja de que ocupan así toda la sección del barreno yresultan muy eficientes. Cuando estos explosivos pre-
./ cisan para su iniciación de un multiplicador sólo pue-den usarse como «boosters» (iniciadores secundarios)a no ser que se utilicen accesorios especiales comoel Detaprime de Du Pont. Fig. 14.4.
./
./ O ,"""~ ::"" "
~ '.'
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.~ nn_- "
:;,:~~~~~~c:::~'"':~:::~
~ mn~
~:~?~~~:~~~~
./
./Figura 14.4. Cartuchos-cebo con multiplicador Detaprime
(Du Pont).
./
2.3. Iniciación por cordón detonante
./ Cuando un cordón atraviesa una carga de ANFOytiene un gramaje insuficiente para iniciarla, la detona-ción de dicho cordón crea un frente de presión que seexpande de forma cilíndrica y una chimenea de gas
./ dentro del ANFO. Si el área de la sección transversaldel barreno es pequeña la presión lateral puede com-primir el explosivo y desensibilizarlo.
Según Hagan, en barrenos de 75 a 125mm un cordóndetonante de 10 g/m en una posición próxima al eje deéstos desensibiliza, al menos parcialmente, las cargas
/ de ANFO.Si el cordón se encuentra a lo largo de lacaña del barreno, el riesgo de desensibilización raravez se presenta con un ANFObien mezclado, pero esposible en barrenos con agua donde el explosivo se
./ encuentre alterado.
3/B RADID DE LA CARGA./
.¡.
FRENTE DE REACCION, VD
,/
~¡;~z
~~O~
~
i'!;;00<lOO",g8~~""">0
7EL BARRENO
/
,/,COROON DETONANTE
\ 4000 U
[d--- / 4200
VELOCIDAD DE PRESION DEDETONACION (m;,1 30DO DETONACION(MP,)
13002OCC
500IOCC .
S 10DISTANCIA RADIAL(mm)
,/
.1
Figura 14.5. Efecto de la detonación de un cordón situado,/ en el eje de un barrenosobre la velocidadde detonacióndel
ANFO.
.1
Si el cordón detonante produce la iniciación lateraldel ANFOla «VD» comienzasiendomás bajayaumentalentamente mientras que el frente de la onda de deto-nación atraviesa la sección de la columna de explosivo.Con la iniciación axial se produce entonces un au-mento de la energía de los gases «ES», a expensas dela energía de tensión «ET», lo cual puede ser muyventajoso en rocas blandas e intensamente fractura-das y cuando se desea efectuar una voladura con tra-yectoria controlada y máximo desplazamiento.
Por otro lado, en la Fig. 14.6, se muestran las pérdi-das de energía para el ANFO,cuando éste sufre dañospor el cordón detonante, debido a la precompresión queprovoca la combustión o deflagración de parte de lacarga de explosivo.
100
lc{ 70~a:w 60ZWW 50ec{ei5a:wQ.
E"-
.§.
c{CJa:c{uw
-" 100 eOa:1-w"c{i5
2002~aoo
oo 8 102 4 8
(g/m)
Figura 14.6. Pérdidas de energía provocadas encolumnas de ANFO por el cordón detonante
(Konyay Walter, 1990)
2.4. Iniciación con multiplicador y cordón deto-nante
Cuando el cordón detonante no llega a iniciar bien lacarga de ANFOpueden aparecer las siguientes situa-
, ciones:
- En barrenos con diámetros superiores a 200 mm ycordones con gramaje inferior a 10 g/m, la detona-ción del cordón tiene un efecto insignificante y elANFOse ve afectado solamente por el multiplica-dar.
- Cuando se dispone de un cordón de 10g/m en el ejede un barreno de 75 a 125 mm, la detonación delcordón, como ya se ha indicado, comprime y de-sensibiliza al ANFO e impide su detonación enpuntos alejados del multiplicador. Cuando esto su-cede, la fracción de ANFOque detona disminuye almismo tiempo que la onda de choque se propaga através de la carga. En la práctica, sobre todo enbarrenos inclinados, como el cordón detonante seapoya a lo largo de una generatriz, esta situaciónno se produce.
191
Si el cordón inicia lateralmente las cargas deexplosivo, los multiplicadores tienen una influen-cia muy pequeña sobre la efectividad de la detona-ción del ANFO, a menos que estén situados muypróximos entre sí.
3. INICIACION DEL ANFO ENCARTUCHADO
Si la envoltura de una carga de ANFO ha resultadodañada y su contenido alterado por el agua, la propa-gación de la detonación puede llegar a interrumpirse amenos que se coloquen diversos multiplicadores en lacolumna formada por cartuchos de explosivo, Fig.14.7,existiendo siempre la garantía de que cada una deéstas está en contacto con un multiplicador.
CaRDaN DETONANTE;-- ----
MULTiPLlCAOOR
CARTUCHOS QUENDDETONAN
CARTUCHOS,APTOS PARALA DETONACION
TODOS LOS CARTUCHOSOErONAN EXCEPTO ESTEANFO ALTERADO
POR EL AGUA
b) SATISFÁC'fORIOo) INADECUADO
Figura 14.7. Colocación de multiplicado res en columna deexplosivo formada por cartuchos de l"roFO.
En barrenos con un diámetro de 150 mm, se reco-miendan multiplicadores de 125 g de peso y en losbarrenos más grandes de 500 g.
Cuando el ANFO se ha encartuchado en fábrica apresión, las densidades alcanzadas (1,1 g/cm 3) sonmayores que las que tiene el explosivo a granel (0,8g/cm 3), por ello, aunque exista agua en los barrenos esmás fácil que los cartuchos estén en contacto con losmultiplicadores y además, las envolturas suelen sermás resistentes al agua y a la abrasión, por lo que elnúmero de iniciad<;>res que se precisa es menor que enlos casos anteriores.
192
4."-
INICIACION DE HIDROGELES VERTIBLESO BOMBEABLES
Engeneral, los hidrogelesy las emulsiones explosi- "-vas son menos sensibles que el ANFOa la iniciación.Estos agentes explosivos tienden a ser más fácilmentecomprimibles y pueden ser desensibilizados por la "-
detonación del cordón dentro de la columna de explo-sivo. La menor porosidad y la presencia de una faselíquida reducen la atenuación de la onda de choque "-producida por el cordón y prolongan la acción de losgases a alta presión después del paso de la onda dechoque.
Para minimizarel riesgo de los fallosoriginados por "-el cordón detonante, en barrenos de gran calibre (150-381 mm) se emplea un sistema de cebado múltiple, Fig.14.8. El número de multiplicadores equidistantes «nm» "-dentro de un barreno de diámetro «D» con una lon-gitud de columna «1» se determina, de acuerdo conHagan, con la siguiente expresión: '-
n - 1m -300+0,73 '-
En un banco de 20 m de altura con un diámetro de229 mm, un retacado de 5,70 m y una sobreperforaciónde 1,80 m, el número de multiplicadores necesarioserá:
'-
.20- 5,70 + 1,80 + 0,73 = 3,07 ~ 3nm 30 . 0,229
'-
'-
'-
'-
'-
Foto 14.1. Colocación de un multiplicador para iniciar unacolumna de hidrogel vertible.
JPara asegurar que la posición de los multiplicadores
sea la correcta se colocará un peso en el extremo delcordón detonante para tensar la línea, y se situarán los
J primeros multiplicadores a la profundidad calculada.Cuando la densidad de los multiplicadores no es
muy superior a la de los agentes explosivos utilizados oJ a la del propio Iodo que puede existir en el barreno,
puede presentarse el riesgo de una posición inade-cuada de los iniciadores como consecuencia de su
J flotación o de haber sido empujados hacia arriba. Entales casos se aconseja preparar la línea de cordónpara el cebado múltiple en el exterior, enhebrandodos veces cada uno de los multiplicadores. Fig. 14.8.
En algunos lugares los accesorios se desciendencon unas grapas en forma de pinzas que impiden eldeslizamiento de los mismos hacia la superficie.
J
J
J
CORDON DETONANTE
RETACADO
J
.../HIDROGEL BOMBEADOO VERTlBLE
~/<300
1MULTlPlICADOR
1
.../
TROZO DE RDCA PARAr['SAR EL CDRDON
1
1 f---o~
Figura 14.8. Iniciación de hidrogeles o emulsiones verti-bles o bombeables. !!/'
.../
5. INICIACION DE CARTUCHOS DE HIDRO-GELES y EMULSIONES./
/
Los hidrogeles y las emulsiones poseen una altaresistencia al agua, por lo que los multiplicadores po-drían espaciarse ampliamente dentro de la carga si nofuera por el problema potencial' de la desensibiliza-ción. El sistema de iniciación recomendado es el múl-
tiple, tal y como se ilustra en la Fig. 14.9. En barrenos dediámetros inferiores a 150 mm los pesos de los multi-plicadores recomendados son de 125 g, mientras queen diámetros superiores se aumenta hasta 500 g.
../
j
../
CORDON A
CORDON B
r<300
CARTUCHOS DE HIDROGELo EMULSION
<30D
I
I
~ MULTIPlICAOOR
r-°--]
Figura 14.9. Iniciación de hidrogeles o emulsiones encar-tuchadas.
Al igual que con los hidrogeles y emulsiones verti-bles si se utilizan dos líneas de cordón dentro del ba-
rreno, una de ellas sólo debe llegar hasta la cabeza dela columna para evitar el riesgo de desensibilización.
6. LOCALlZACION DE LOS INICIADORES
.6.1. Cebado en fondo
El cebado en fondo produce una mejor utilización de"la energía del explosivo, resultando un incremento de la
fragmentación y desplazamiento de la roca con una dis-minución de las proyecciones.
Esto es debido a que la detonación progresa hacia elretacado, mientras que los gases de explosión son con-finados enteramente dentro del macizo rocoso, hasta
que el material de retacado es expulsado y permite suescape. Este tiempo de confinamiento es frecuentemen-te de 3 a 4 ms, según la velocidad de detonación y longi-tud de la columna. La caída de presión subsiguiente porescape en el nivel de pie del banco tiene lugar muchomás tarde, Fig. 14.10, consiguiéndose con ello unamejor fragmentación y esponjamiento, así como unmenor nivel de vibraciones, pues la onda de choque sepropaga hacia la parte superior del banco.
193
CEBADO EN FONDO
/oOZ<{rowOw[L..JW
II(COMIENZO DEL ESCAPE
¡¡j DE GASES EN CABEZA)ZQ(f)Wa::[L
/
CEBADO EN CABEZA
/EL ESCAPE ALCANZA
EL PIE DEL BANCO
/
/(CAlDA RAPIDA DEBIDA ALESCAPE QUE SIGUE A LAONDA DE DETONACION)
TIEMPO
Figura 14.10 Efecto de la posición del iniciadorsobreel perfil de Presión- Tiempo en el barreno
o'p '1'0"",\=0,\="""
~
:fs43
~~0
P-,
-::=:~-~ --- -"1IiI'"~/
0 PUNTO DE INICIACION
'--./
En voladuras en banco como la rotura al nivel del pisoes extremadamente importante, la iniciación debe sertal que produzca en ese punto la máxima tensión. Si la ~iniciación tiene lugar a la cota del banco y no en el fondodel barreno se obtiene en ese punto un incremento dela tensión del 37 % (Starfield 1966), debido a la detona-ción simultánea de las dos partes de carga equidistan- ' "
tes de dicho punto Fig. 14.11. De igual manera, puedegenerarse una tensión de pico un 37 % mayor en cual-quier estrato duro si el iniciador se coloca en el punto '-'medio de dicho estrato.
En barrenos sin sobre perforación, el iniciador debesituarse tan bajo como sea posible pero nunca sobre eldetrito de perforación o sobre el barro del fondo, por '---eso se recomienda que exista una distancia de aproxi-madamente«40» sobrela baseefectiva.
Además de las ventajas citadas, el cebado en fondo ' "
~,>ol 'i:' I <=el'" t:=1PCD /',,,'. \ i 'TENSION RESULTANTE
TENSION RESULTANTE I \EN EL PUNTO P '-'EN EL PUNTO P I I
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2 h TIEMPO'
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Figura 14.11. Pulsos de tensión registrados en un punto "P" para dos posiciones de cebado en fondo (Hagan, 1974).
posee una posibilidad de cortes mucho menor que elcebado en cabeza o el cebado múltiple. En la Fig. 14.12se representa un ejemplo con dos barrenos de 270 mmde diámetro y 20 m de longitud, donde el espacia-miento entre columnas de explosivo y la longitud deretacado es de 7 m. Las velocidades de detonación son
de 7.000 mIs y 4.000 mIs en el cordón y en el ANFO res-pectivamente y entre ambos barrenos se ha intercaladoun relé de microrretardo de 25 ms.
Como los fallos en las voladuras se producen por el ~
corte del cordón como consecuencia del movimiento
del terreno, cuanto menor sea la diferEiflcia de lostiempos de detonación en dos puntos semejantes de "ambas cargas, menor será la probabilidad de que esosuceda. En la Fig. 14.12 se observa que con el cebadoen cabeza (a) la diferencia de tiempo entre B y O es de26 ms, mientras que cebando en fondo (b) ese tiempose reduce casi un 20% y por tanto el riesgo de fallos esmenor.
Un esquema de iniciación en fondo denominado "de
seguridad» es el que se indica en la Fig. 14.13.En este caso si el cordón de bajo gramaje del deto-
nador "N» fallara por cualquier razón, al cabo de untiempo igual 81 int6rvalo nominal de la serie de mi-crorretardo se iniciaría el multiplicador situado en ca-beza, garantizándose así la detonación del barreno.
Hasta hace poco tiempo los operadores desechaban
194
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Figura 14.12. Menor probabilidad de cortes con cebadoen fondo. "-
e! cebado en fondo pues el uso de detonadores dentrode los barrenos implicaba ciertos riesgos, pero hoy endía se dispone de accesorios no eléctricos tales comolos cordones de bajo gramaje y los de muy baja energíaque ofrecen un amplio campo de posibilidades en estesistema de iniciación.
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Figura 14.13. Esquema de seguridad con cebado en fondo.
Cebado en cabeza
En voladuras en banco donde se utiliza el cebado encabeza una onda de alta tensión se propaga hacia lazona de la sobreperforación, donde por supuesto, suenergía se disipa malgastándose. En voladuras de re-cubrimiento en descubiertas de carbón, esta energíade tensión puede ser empleada de forma más útil frag-mentando la roca entre el fondo del barreno y la partesuperior del carbón, pero no el propio carbón, espe-cialmente si hay un nivel duro inmediatamente a techodel carbón y/o una zona bien diferenciada entre elestéril y el mineral.
Si se pretende maximizar la tensión de pico a lo largode la roca que rodea la columna de recatado el inicia-dor en la cabeza deberá estar al menos a 1/4 de lapiedra por debajo del techo de la carga (Starfield 1966).Si el explosivo es iniciado con un multiplicador en elpunto más alto, la superposición de las tensiones ge-neradas por elementos de carga adyacentes da unaresultante menor en cualquier punto del retacado. Fig.14.14.
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La eliminación del escape prematuro de los gases ala atmósfera, con una longitud de retacado adecuada,mejora la fracturación y el desplazamiento de la rocapor la energía de burbuja. Para cargas alargadas, laeficiencia del retacado con el cebado en cabeza esmenor, pues tanto el material inerte del retacado comola propia roca en la parte alta comienzan a moverseunos milisegundos antes de que la zona inferior delexplosivo detone. La caída de presión de los gases esmás acusada en columnas largas de explosivo de bajavelocidad de detonación con 10ngitÜdes de retacadoinsuficientes o dimensiones de la piedra pequeña.
Cuando la detonación llega al nivel del piso, la pre-sión de los gases cae rápidamente desde su valor másalto, debido al escape de éstos hacia zonas de menorpresión. Este fenómeno produce en el fondo del ba-rreno mala fracturación y especialmente un desplazacmiento reducido de la roca inferior.
6.3. Cebado múltiple
Si se utilizan varios multiplicadores deberán colo-carse en puntos tales que las ondas de detonaciónchoquen a un nivel que coincida preferiblemente conuna zona dura de la roca, o el propio piso del banco.Fig.14.15.
Las tensiones que se producen en esos puntos decolisión son un 46% mayores que las que se obtienencon una iniciación simple (Starfield 1966).
Cuando las cargas no presentan caídas de veloci-dad, la iniciación múltiple mejora la fragmentación dela roca por la energía de tensión.
6.4. Cebado axial
Cuando las columnas de explosivo están iniciadasde forma continua, por mediO de un cordón detonante.las velocidades de detonación son relativamente más
bajas que las de régimen. Así, el cebado axial es másefectivo en formaciones rocosas blandas y con mu-
chas fracturas donde es preferible una mayor energíade los gases «EB». La teoría de Teller (1972) de que lainiciación continua aumenta de forma significativa la«VD" del ANFO no puede mantenerse tal y como se ha
,. demostrado en la práctica.
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Figura 14.14. Diferentes posiciones del iniciador con cebado en cabeza (Hagan, 1974).
195
Figura 14.15. Aplicaciones del cebado múltiple a unavoladura en banco.
7. CEBADO DE CARTUCHOS DE EXPLOSIVOSCONVENCIONALES
El cebado de cartuchos consiste en la insercióndentro de los mismos de un detonador o extremo decordón detonante para activar o iniciar la detonaciónde la carga explosiva principal dentro del barreno.
Para aprovechar al máximo el efecto de choque queproporciona el detonador se debe colocar éste 8nforma axial al cartucho cebo y al eje de la columna deexplosivo.
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CORRECTO
1!NCORRECTO
Figura 14.16. Cebado de cartucho con detonador eléctrico.
.rBIBLlOGRAFIA
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196
Cualquier cebo es un explosivo activado dispuesto adetonar frente a diferentes estímulos, fuego, golpes,etc., por lo que deben ser tratados con el máximocuidado, tanto al transportarlos como al introducirlosen los f)8rrenos. Nunca deben ser atacados directa-mente.
Para el cebado de cartuchos y barrenos con detona-dores eléctricos y cordones detonan~es se siguen losesquemas propuestos en la Fig. 14.17.
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Figura 14.17. Cebado de cartuchos y barrenos.
Los procedimientos de cebado de barrenos son lossiguientes:
a) Con detonador eléctrico instántaneo. Para barre-nos aislados o simultáneos en roca de resistenciabaja a media. Barrenos húmedos.
b) Con detonador eléctrico de retardo. Cebo en elfondo para barrenos simultáneos o sin frente, sinhumedad y en roca de tipo medio a dura. Con estesistema se mejora la fragmentación.
c) Cordón detonante. Barrenos de contorno o en rocablanda, con espaciadores para bajar la carga total alo largo de la columna.
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J
- Capítulo 15J
_/
SISTEMAS MECANIZADOS DE CARGA Y DESAGÜE DEBARRENOSJ
J
J 1. INTRODUCCION
Paralelamente al desarrollo de los explosivos, lacarga y el desagüe de los barrenos han sido objeto deuna fuerte mecanización impulsada por las numerosasventajas que reportan a las voladuras y que pueden
J resumirse en:
J
- Alto aprovechamiento del vOlumen,perforado en laJ roca al conseguir que el explosivo ocupe todo el
barreno y esté en contacto con las paredes delmismo.
j - Aumento de la densidad de carga dentrq de losbarrenos.
" - Posibilidad de formar cargas selectivas de explo-sivo variando las densidades y energías específicasa lo largo de la columna.
- Utilización de explosivos a granel de menor costeque los encartuchados.
- Reducción de los tiempos de carga de las voladu-ras.
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./ - Disminución de la mano de obra necesaria para lacarga de las pegas.
- Posibilidad de utilizar ANFO de menor coste quelos hidrogeles y las emulsiones, tras el desagüe delos barrenos.
Mejor control del explosivo y autonomía en el su-ministro del mismo.
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Todas esas ventajas se traducen en un me!J!x coste./
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de la perforación y voladura, debido fundamental-mente a que las mallas de perforación serán másabiertas y los tiempos de carga se reducirán.
2. SISTEMAS MECANIZADOS DE CARGA DEBARRENOS
Los sistemas mecanizados de carga se clasifican endos grandes grupos, según que sean meros instrucmentas de carga o sistemas integrados de fabricacióny carga.
A continuación, se describen los métodos emplea-dos en la actualidad para los tipos de explosivos másimportantes:
- Gelatinosos e hidrogeles encartuchados.
- ANFO y derivados (ALANFO y ANFO Pesado).
- Hidrogeles y emulsiones a granel.
2.1. Explosivos encartuchados
Los equipos de carga neumática para explosivos en-cartuchados fueron desarrollados en Suecia en la dé-cada de los años 50. Estas unidades permiten cargarbarrenos con diámetros entre 35 y 100 mm, consi-. guiendo densidades de llenado del orden de un 15 a un20% mayores que las manuales con atacador, o in-cluso del 30% si se utiliza en la operación un robot.
TABLA 15.1
197
DIAMETRO DEL DIAMETRO DEL DIMENSIONES DEL TUBO DE CARGA (mm)
BARRENO (mm) CARTUCHO (mm) DIAMETRO INTERIOR DIAMETRO EXTERIOR
38 - 45 22 23,2 30
40 - 51 25 27 34
45 - 64 29 30 38
51 - 76 32 33,5 41,5
64 - 102 38-40 41 51
Las capacidades de carga de estos sistemas para unequipo de 2 hombres oscilan entre los 500 y 1.000 kgpor relevo, dependiendo de las dimensiones de loscartuchos.
En la Tabla 15.1 se indican, para diferentes diáme-tros de barrenos, los calibres de los cartuchos y tubos
de carga recomendados.Las cargadoras, Fig. 15.1, constan de una recámara
tubular con una válvula de compuerta en cada ex-tremo, un embudo de carga por donde se introducenlos cartu,chos, una manguera de descarga y un con-junto de válvulas neumáticas.
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Figura 15.1. Cargadora neumática.
El aire comprimido de alimentación llega a la cargado-ra a una presión máxima del orden de 1 MPa y con unaserie de reguladores se llega a reducir a 0,3 MPa. Sedispone además de una válvula de seguridad.
Las mangueras de descarga son de plástico flexible yantiestático, aunque en ciertos trabajos muy particu-lares pueden utilizarse tubos metálicos. El calibre deestas mangueras es función de las dimensiones de loscartuchos y su longitud no debe exceder de 50 m. En elextremo por donde sale el explosivo se disponen unascuchillas que cortan la envuelta de papel o plástico delos cartuchos ayudando a una mejor compactación deéstos en el barreno.
El atacado con estas unidades es manual, a no serque se utilice un elemento acoplable a las cargadorasllamado «Robot», Foto 15.1, que sustituye la tediosa ycansada labor que debe realizar eloperario, sobre todo'en barrenos largos, y permite además conseguir unacarga más uniforme y regular. .,1'
Este complemento consta de un cilindro neumáticode doble acción con un pistón cuya parte posterior estáunida a un empujador neumático, un tubo espaciadordelantero y un soporte que mantiene apoyado el apa-rato contra el barreno. El cilindro posee un movimientooscilante que se transmite por medio del empujador ala manguera de descarga, la cual, en su retroceso,permite la salida de un nuevo cartucho por su extremofinal. Los grados de retacado que se consiguen con losmovimientos de avance de las mangueras oscilan entre1,4y1,6.
El empleo de estas cargadoras resulta especial-mente interesante cuando las pegas están constituidaspor barrenos horizontales o inclinados ascendentes yde gran longitud. Las únicas limitaciones que se plan-
198
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Foto 15.1. Robot de carga (Nitro-Nobel).
tean están basadas en la sensibilidad al choque y ro-zamiento de los cartuchos, de ahí que en algunos ca- "-
sos se limite drásticamente la velocidad para evitar losfuertes impactos.
Debido a la reciente tendencia de empleo de barre- "-
nos de gran diámetro, superiores a los 100 mm, en lasminas subterráneas las cargadoras convencionaleshan dejado de ser equipos utilizables.
No obstante, se han probado las mayores cargadoras "-existentes en el mercado con centralizadores de man-
guera. De esta forma los cartuchos de emulsión o hidro-gel hacen impacto en el centro de la columna y se redu- "-ce así el riesgo de desprendimiento en los barrenosascendentes. También se ha comprobado, mediantepruebas experimentales,que es preciso disponer de "
una distancia óptima entre el extremo de la manguera yla columnade explosivo,45 CrT],para barrenosde 165mm y 60 cm para barrenos de 100 mm.
Para reducir la fricción de los cartuchos con las pare- "-
des internas de la manguera y, por lo tanto, alcanzaruna energía de impacto elevada se recomienda la lubri-cación con agua. "-
Actual mente, Nitro-Nobel A.S está desarrollandounos nuevos equipos para la carga de barrenos as-cendentes con diámetros de hasta 165 mm. De los 'o.dos sistemas de que dispone en fase de experimen-tación «Charge Pusher» y «Half Pusher» se repre-senta en la Fig. 15,2, el principio de trabajo de ésteúltimo.
A grandes rasgos, consta de un mecanismo trepadorcon el que por sucesivos movimientos ascensionalesse logra elevar la carga hasta la posición deseada. En 'o.cada posición de empuje un elemento de expansión,que actúa sobre las paredes del barreno, retiene a todoel conjunto mientras que un mecanismo de pistón "-fuerza al cartucho hacia arriba, quedando éste rete-nido mediante una pieza en forma de araña o margaritainvertida.
2.2. Explosivos tipo ANFO
A. Sistema de carga
Según las capacidades de los recipientes los siste-mas de carga se clasifican en:
- Cargadoras neumáticas
- Camiones cargadores
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Figura 15.2. Cargador de cartuchos "Ha/f-Pusher»
(Nitro-Nobel).
El primer sistema se utiliza fundamentalmente enexplotaciones de interior y pequeñas minas a cieloabierto, mientras que el segundo se emplea exclusi-vamente en las grandes minas y obras de superficie.
A.1. Cargadoras neumáticas
En estas cargadoras, Fig. 15.3, el explosivo es impul-sado a través de una manguera antiestática y semicon-ductora por medio del aire a presión contenido en unrecipiente metálico de cierre hermético. El diseño deestos equipos consta de un fondo toriesférico, un cuer-po cilíndrico y otro troncocónico de acero inoxidableresistente a la corrosión.
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Figura 15.3. Esquema de una cargadora neumática.
La capacidad de estas cargadoras varía desde los100 hasta los 750 litros y para su transporte van monta-das individualmente sobre ruedas o incluso sobre unida-des motorizadas. Foto 15.2. En este último caso, el airecomprimido se obtiene por medio de un compresor quees accionado por el propio motor del vehículo, dispo-niendo además de unos recipientes de explosivo para larecarga automática de las cubas o de un espacio habili-tado para el almacenamiento de los sacos de ANFOcuando el vertido se realiza de forma manual.
Foto 15.2. Cargadora de ANFO sobre vehlculo(Nitro-Nobel).
Cuando se desea realizar la carga de barrenos as-cendentes en labores de interior, es preciso combinarla presurización del recipiente con el efecto Venturicreado por el soplado de aire a presión a través delinyector, para producir el apelmazamiento de los gra-nos de ANFO en el fondo de los taladros impidiendo lacaída del explosivo.
Las presiones de fu ncionamiento son de 0,15 a 0,3MPa en los recipientes y de 0,2 a 0,35 MPa en lostnyectores.
Estos equipos de carga están recomendados parabarrenos con diámetros entre 26 y 150 mm, salvo si sonascendentes que se limitan a 100 mm.
Los rendimientos de carga dependen del diámetrointerior de las mangueras y de la longitud de las mis-
Amas, que nunca deben superar los 50 m, así como de lainclinación de los barrenos. La capacidad máxima decarga osci la entre las 2 y las 4 toneladas.
Además de los equipos descritos, existen otros más'ligeros en el mercado, que los transporta el propio ope-rador, y que poseen capacidades entre 25 y 40 kg deANFO. .
Se utilizan en trabajos subterráneos para la carga debarrenos de 28 a 65 mm de diámetro y constan, básica-
mente, de pequeños depósitos de polietileno con co-rreas para su transporte. Funcionan con presiones deaire entre 0,4 y 0,8 MPa y las capacidades de cargaalcanzan los 7 kg/min.
Un aspecto muy importante, desde el punto de vistade la seguridad, es la eliminación de la gran cantidadde electricidad estática que se produce. Para ello, espreciso que la manguera de material semiconductoresté bien conectada y acoplada a la lanzadera y que se
199
efectúe una adecuada puesta a tierra de todo el equipo.Fig. 15.4.
TUSERIA DE AIRE
CARGADORANEUMATICA
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PUESTA A TIERRA
Figura 15.4. Puesta a tierra de una cargadora neumática.
En el caso particular de barrenos ascendentes degran diámetro, el método tradicional de carga neumá-tica, consistente en un tapón inferior de cierre y unatubería de carga, ha sido sustituido progresivamente
por el método directo representado en la Fig. 15.5,donde la presión impartida al ANFO, que varía entre0,14 y 0,2 MPa, es suficiente para qUe las partículasde explosivo queden apelmazadas en el fondo de losbarrenos proporcionando densidades de carga de0,95 a 1 g/cm3. En este sistema es de vital importan-cia disponer de un correcto diseño del centralizadorde la tubería de carga.
FASE 1
MANGUERA
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ANFO
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MANGUERA
O. METODO CONVENCIONAL b. METODO DIRECTO
Figura 15.5. Cargéj neumática de ANFO en barrenos
ascendentes.
Si los barrenos presentan agua la carga puede lle-varse a cabo colocando previámente una vaina deplástico.
Los iniciadores (primer),unidos al cordón detonante oal detonador, se colocan generalmente en el fondo delos barrenos mediante un elemento de retención (retai-ner) con el auxiliode la propia manguera de carga.
200
'--
CENTRAliZADOR
ELEMENTO DERETENCKm
"'-"- TIPLlCADOR/DETONADOR
'---
'-
EMPUJADOR
DE th\NGUERA~'---
.~
Figura 15.6. Colocación del iniciador en el fondo de unbarreno ascendente de gran diámetro, previa a la carga.
'---A.2. Camiones Cargadores
Los tipos de camiones cisterna que se utilizan en lacarga de explosivos granulares tipo ANFOson:
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- Camiones de descarga neumática
- Camiones de descarga por tornillo helicoidal.'---
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'-Fiqura 15.7. Camiones de carga neumática (a) y de tornillo
helicoidal (b, e y d)."--
El primer modelo de camión es el que más se utilizaen España actualmente, y consta de un depósito ce-. rrado de aluminio con bocas de carga superiores yfondo en forma de «y" para favorecer el descenso delexplosivo hacia la cadena de arrastre, dispuesta lon-
" gitudinalmente, y protegida por unas chapas deflec-toras a modo de «y" invertida que evita que dichoelemento soporte todo el peso de la carga.
En el exterior del depósito existe un mecanismo deplaca para regular la altura del explosivo sobre la ca-dena de arrastre, así como un cuenta-vueltas del rodillomotor de la misma cuya velocidad puede también va-riarse para dosificar la alimentación de la válvula rota-tiva desde la que el explosivo es impulsado por airecomprimido a través de una manguera antiestáticahasta el interior del barreno.
La válvula rotativa está formada por un rodete conpaletas de material plástico que impide además el pasodel aire de impulsión al recipiente de ANFO.
La unidad de potencia del propio vehículo está aco-
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Foto 15.3. Camión de earga eon tornillo he/ieoida/. (Cortesía de Amerind-MaeKissie, /ne.).
plada a las bombas hidráulicas de accionamiento de lacadena de arrastre y válvula rotativa, así como al com-presor de ai re.
La manguera de descarga va colocada en la parteposterior del camión con una longitud de unos 10m, loque permite llenar 3 ó 4 barrenos desde una mismaposición cuando el camión se desplaza por la calleformada entre dos filas.
Los inconvenientes que plantea este sistema son lasegregación del aluminio cuando se utiliza ALANFO yla imposibilidad de cargar ANFO Pesado.
El segundo modelo de camión dispone en la parteinferior del depósito, y longitudinalmente, de un torni-llo helicoidal protegido también por unas chapas de-flectoras.
Este tornillo alimenta a otro vertical que a su vez. .,.
entrega el producto a un tercero pivotante subhori-zontal. Este último tiene una longitud entre 5 y 6 m ybarre un sector circular de 345°, pudiendo""cargar através de una manguera flexible barrenos situados a 5ó 7 m de la parte trasera del camión, Foto 15.3.
Cuando el camión se encuentra entre dos filas debarrenos de gran diámetro el número de éstos que sepueden cargar desde una posición está limitado a unoo dos.
Los caudales de llenado de estos equipos varíanentre 150 y 750 kg/min.
Una versión más simple de este tipo de camión es ladenominada de tornillo lateral. En la parte trasera delvehículo se dispone de un tornillo inclinado de des-carga que entrega el explosivo a otro tornillo pivotantede unos 3 m de longitud. Este último, permite cubrirdurante la operación un sector circular de 180° consi-
guiéndose su giro de forma manual, así como su eleva-ción o descenso mediante un pequeño cabrestante.Durante el traslado del camión el tornillo se recogepegándolo a uno de los laterales del mismo.
En los últimos años, ha habido una tendencia pro-gresiva hacia la utilización del sistema de tornillo enlugar del neumático, debido fundamentalmente a lassiguientes ventajas:
- Posibilidad de cargar ANFO Pesado, además deANFO o ALANFO.
- Mayores ritmos de carga y
- Menores pérdidas de nitrato amónico y vapo'res dela sustancia combustible en la parte alta de losbarrenos.
",.B. Sistemas de mezcla y carga
B.1. ,Camiones de mezcla y carga convencionales
Constan de una tolva de nitrato amónico y un tanquede gas-oil. Si se desea fabricar ALANFOo ANFOPe-sado se dispone además de un tercer tanque con laemulsión o el aluminio.
Momentos antes de la carga de los barrenos se rea-liza en el camión la mezcla de los dos o tres compo-nentes en la proporción adecuada, evacuándose elproducto por cualquiera de los dos sistemas descritosanteriormente.
La tolva de nitrato amónico es similar a las descritasen el epígrafe anterior. En las unidades de descarga
201
TANQUE DE GAS - OIL TOLVA DE ALUMINIO
G.O.TOLVA DE
NITRATO AMONICOAl
LIMPIEZAN.A.--
TORNILLO HELlCOIDAL / SALIDA DEEXPLOSIVO
CONDUCTO DE COMBUSTIBLE
Figura 15.8. Depósitos de un camión de mezcla y carga.
neumática el combustible se adiciona con el aire,mientras que en las de tornillo tanto el gas-oil como losotros aditivos se incorporan a través del tornillo verti-cal.
B.2. Camiones de mezcla y carga de tipo cuba
Estos camiones son semejantes a las hormigoneras,pero con ligeras modificaciones para poder mezclar ycargar agentes de voladura a granel. Los componentesse introducen en la cuba en las proporciones adecua-das y se mezclan durante un período de tiempo sufi-ciente antes de la descarga.
El explosivo que se obtiene con estos equipos secaracteriza por:
- Errores muy pequeños en la composición química
- Mezcla muy homogénea, y
- Energía resultanté muy próxima a la que se consi-gue en laboratorio.
Si se compara con los camiones convencionalespresentan las siguientes ventajas:
- Menor coste de adquisición (aproximadamente un30%).
- Mayores caudales de descarga, próximos a los2.000 kg/min. (Esto es de 2,5 aA veces los conse.guidos con los camiones convencionales).
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Foto 15.4. Camión tipo cuba (Nitrate Service Co.).
202
Por otro lado, los inconvenientes que plantea son:"-
- El camión debe posicionarse muy cerca del barrenopara proceder a su carga, con lo que los tiempos "-
i~ve~t.~d,~s!1~ ~~~,~raslados son grandes.- Sóldse puede'cargar cada vez un tipo de explosivo,
por lo que no es posible efectuar una carga selec- '-tiva.
Las cantidades de explosivo fabricado deben serprecisas para evitar sobrantes que necesitarían ser"destruidos.
La capacidad de estos camiones (aproximada-mente de unas 11,5 t) son un 25% menores que las "-
de los camiones convencionales.
"-
C. Encartuchado de ANFO
Cuando la perforación se realiza en diámetros de 76mm a 190 mm y Is>sbarrenos presentan agua, las co- '-lumnas de explosivo pueden prepararse con ANFO en-cartuchado una vez efectuado el desagüe.
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Foto 15.5. Encartuchadora de ANFO
(Amerind MacKissic, Inc.).
Las envasado ras de ANFO son equipos sencillosconsistentes en una tolva, un tubo de 1 m de longitud \.
aproximadamente, un tornillo helicoidal de alimenta-ción y un sistema de pistón accionado por aire com-primido para conseguir la densidad de carga adecuadaque puede llegar hasta 1,1 g/cm3. El rendimiento deencartuchado es de unas 3 unidades por minuto.
2.3. Explosivos del tipo hidrogeles y emulsiones
A. Camiones para bombeo de hidrogeles y emul- "siones
Estos camiones se utilizan para el bombeo de explo- ,sivos como los hidrogeles, las emulsiones y las mez-clas de emulsiones con ANFO, siempre que la fasesólida de estas mezclas no supere un porcentaje del35%, pues el producto dejaría de ser entonces bom-beable.
La consistencia física de estos agentes explosivos estan alta que suele ser necesario para su bombeo la
)
inyección de un fluido lubricante para disminuir losrozamientos con las paredes de la manguera. Es im-portante asegurarse de que la cantidad de lubricante
/ es la imprescindible y a ser posible que contribuya aelevar la energía efectiva del explosivo.
I
A.1. Camiones mezcladores-cargadores
Un camión mezclador-bomba consiste en una plantamóvil en la que se mezclan los productos y se bombean
/ directamente a los barrenos a través de una mangueraflexible. Este sistema es muy versátil, ya que permite
. variar las composiciones antes de efectuar la carga.Los vehículos tienen una capacidad entre 5 y 15 t Yestán diseñados para producir al menos dos tipos deexplosivos, uno para la carga de fondo y otro para lacarga de columna.
Estas plantas móviles presentan una gran seguridad,pues los ingredientes que transportan no son explosi-vos y sólo se mezclan instantes antes de su carga. Porel contrario, el control de calidad es más difícil que enlos camiones de bombeo.
a) Camión mezclador-cargador de hidrogeles
Estos camiones transportan los siguientes compo-nentes:
- Una solución caliente de nitrato amónico, con o sinotros oxidantes como nitrato sódico, percloratosódico, etc., espesada con gomas. Esta soluciónsuele prepararse en una planta fija próxima a lamina.
- Nitrato amónico en forma de "prills» porosos (op-cional).
- Combustible líquido o una mezcla de combustiblessólidos, que se denominan "pre-mixes», con unporcentaje de aluminio alto cuanto mayor es lapotencia que se desea del hidrogel.
- Una solución para crear los enlaces de unión y unagente de gasificación.
Los ingredientes se vierten en un embudo de mezcladesde el cual se bombean a través de una mJngueraflexible hasta el barreno.
Los caudales de carga oscilan entre los 80 y 350kg/min.
El espesamiento y la creación de enlaces comienzatan pronto como se produce la mezcla de los produc-tos, de forma que el hidrogel es altamente viscosocuando se efectúa la entrada en el barreno
El ritmo de gelificación se controla ajustando laproporción de la solución creadora de enlaces.
Cuando la gelificación se produ'ce muy rápidamente,aparecen dificultades en el bombeo, mientras que si elperíodo de gelificación es muy dilatado el hidrogelpuede diluirse e incluso destruirse parcialmente antesde que su viscosidad le permita resistir los efectos delagua existente en los barrenos. El operario que maneja
'OM""",'~""M""
"", oc"'""""",."'
,,~"'o,,~""""""oc",, """"CC-
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""'",",="0--
Figura 15.9. Camión mezclador-cargador (Ireco Inc.).
la manguera de carga debe asegurarse de que se pro-duzca una agitación mínima del explosivo cuando en-tra en contacto con el agua.
La proporción de agente gasificante debe ajustarsepara producir un hidrogel de sensibilidad y potenciaadecuada. Si la gasificación es insuficiente se produ-cirá una densificación en la parte inferior de la co-lumna impidiendo un rendimiento óptimo del explo-sivo que ahí se encuentra. Por el contrario, un excesode producto gasificante puede reducir demasiado ladensidad del explosivo y hacer que éste no desplace alagua. El caudal de gasificante es controlable y propor-ciona unos explosivos con un amplio rango de densi-dades. Esta posibilidad constituye la base de la técnicaconocida por "Powerdecking».
b) Camiones mezcladores-cargadores de emul-sión y mezclas de emulsión/fase sólida
En este tipo de camiones se produce una mezclacontinua de una solución saturada de oxidantes conuna fase aceitosa y algunos ingredientes en pequeñascantidades. El producto así preparado se bombea acontinuación hacia el barreno.
Si se introduce en la mezcla una fase sólida comopor ejemplo el ANFO o el nitrato amónico, es impor-
A tante asegurarse de que la emulsión resultante nopierde sus condiciones de bombeabilidad.
c) Camiones con sistemas informatizados de con-trolde la carga
Recientemente, la casa Tread Corp. ha empezado acomercializar un camión cargador totalmente controladopor ordenador. El sistema utilizado consiste en enviarseñales, a través de un microprocesador, a las diferen-tes válvulas hidráulicas de que dispone el equipo, paracontrolar individualmente la velocidad de cada motorhidráulico y conseguir así la composición del explosivoadecuada con la mezcla precisa de los diferentes ingre-dientes.
El sistema comprueba y registra constantemente loscaudales que se mezclan de cada componente del
203
Foto 15.6. Monitor y teclado del sistema de control de laformulación de la carga de explosivos.
explosivo, reduciéndose los posibles errores del opera-dor e incrementándose los rendimientos de carga de losbarrenos.
Estas nuevas unidades permiten variar la formulacióndel explosivo a lo largo de la columna de dicho productoque se aloja en los barrenos, adecuándolas a las carac-terísticas geomecánicas de las rocas que se deseanfragmentar. Es por ello que, junto a la monitorización dela perforación, los sistemas de carga automatizadaadaptándose a los parámetros geomecánicos registra-dos previamente constituyen la herramienta con mayorpotencial para la optimización de la fragmentación enlas voladuras.
A.2. Camiones de bombeo"-
Cuando se emplean camiones de bombeo, el agentede voladura se fabrica previamente en una planta fija \...próxima al lugar de utilización.
Las ventajas de este sistema son:"-
- La planta fija puede estar situada en el centro degravedad de los puntos de consumo suministrandoel hidrogel o la emulsión por medio de varios ca-miones, y
- El producto obtenido es de mayor calidad que elprocedente de un camión mezclador.
\..
\...
B. Carga de hidrogeles y emulsiones en interior\..
La carga de barrenos en trabajos subterráneos sediferencia, según el tipo de labor de que se trate, en:Avance de galerías, profundización de pozos y vola-duras de producción.
\...
\..
B.1. Avance de galerías\..
El equipo moto-bomba que se utiliza suele ir insta-lado sobre un vehículo de pequeñas dimensiones que \...
a veces se complementa con una cesta de acciona-miento hidráulico para que el ar.tillero acceda a losbarrenos más alejados, disponiendo en la misma de un "-
control remoto de la bomba.Los tipos de bombas más utilizados son los de dia-
fragma y los de tornillo helicoidal, que aspiran el explosi-vo de unas cisternas que alcanzan capacidades de \..
hasta 500 kg Y lo impulsan a una presión de unos 0,5MPa.
\.
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Foto 15.7. Planta fija y camión bomba (Nitro Nobel).'-
204'-
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_/ Foto 15.8. Equipo de carga para el avance de galerías(Scoopemóvil - GIL. Inc.).
Las mangueras de carga son semiconductoras paraeliminar la electricidad estática y se introducen en losbarrenos hasta unos 20 cm del fondo, bombeándose
~ entonces el explosivo y procediendo de forma inter-mitente a la retirada de la manguera hasta que se con-sigue llenar el taladro en la longitud deseada. La inicia-ción se suele conseguir con un cartucho cebo y un
-J detonador eléctrico colocados previamente en elfondo del barreno.
Los caudales son comparables a los obtenidos conJ cargadoras neumáticas de ANFO. Dependiendo de la
velocidad de la bomba, un barreno de 3 m de longitud y41 mm de diámetro puede cargarse entre 6 y 10 segun-
~ dos.
J
8.2. Profundización de pozos/
/
Se utilizan unos recipientes presurizados semejan-tes a los empleados con el ANFO a granel. La descargadel explosivo a través de una manguera principal de 45mm alcanza un caudal de 77 kg/min que se reparte a suvez por 5 mangueras flexibles de 17 mm de diámetroque permiten el llenado de los barrenos en un tiempomuy pequeño.
/
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ENTRADA DE AIRE
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~ESCOM BRO
- ~
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J Figura 15.10. Equipo de bombeo de explosivosen la excavación de un pozo.
J
8.3. Voladuras de producción
Dentro de las voladuras de producción con grandesbarrenos, mayores de 125 mm de diámetro, caben dis-tinguir dos situaciones de carga: en barrenos descen-dentes y en barrenos ascendentes.
a) Barrenos descendentes
Se utilizan en los métodos de explotaciones de crá-teres invertidos y en el de banqueo con barrenos lar-gos. La carga se realiza con sencillez pues el explosivose bombea y desciende por gravedad quedando alo-jado en el interior del taladro. Las unidades de bombeotienen un diseño modular y de perfil bajo para facilitarel transporte del explosivo tanto desde la superficie alinterior como dentro de las minas. Los tanques deexplosivo recambiables se fabrican de acero inoxida-ble y con capacidades próximas a los 2.000 kg. Elaccionamiento de la bomba, de la manguera y el deldispositivo de inclinación del tanque son hidráulicos.
b) Barrenos ascendentes
El cargue de barrenos ascendentes con agentescomo los hidrogeles y las emulsiones es aún más difícilque con el ANFO, pues es necesario primero, efectuarun cierre para evitar la salida del explosivo y segundo,disponer de un producto que tenga una consistenciaadecuada para su bombeo. Esto último, parece,que seha resuelto en el caso de las emulsiones por enfria-miento.
En cuanto a los cierres, son varios los sistemas em-pleados. Los primeros consistían en un tapón de ma-dera con un tubo interior que disponía de una válvulade bola antirretorno. Fig. 15.11.
CaRDaN DETONANTE
/'
TUBO PARA CEBADO Y
PURGA DE AIRE50mm
-SISTEMA DEINICIACION
Figura 15.11. Gierre de madera con válvula antirretorno.
Actualmente, la tendencia se dirige hacia la utiliza-ción de tubos de plástico para formar las columnas deexplosivo y cierres de madera con orificios para el pasode los tubos de carga. Fig. 15.12.
205
CORDON DETONANTE
EMULSION
BARRENO
ARENA
TUBO DE CARGA
TAPON DE MADERA
""","" "',Jrl3"""
Figura 15.12. Carga en tuba da y cierre de madera.
y más recientemente, a un sistema de cierre de es-puma de poliuretano desarrollado por la CIL. Fig.15.13.
í~BARRENO
~'ll,,"GIIEJJ-
VALVULA DE PLACA
RECIPIENTE DE ESPUMA LIQUIDA
TUBO PARA PURGA DE AIRE
TUBOS NONEL
"'1S'1""'~"~1","3,,~ "~'aI13"'"III II-TUBO DE CARGAIIIIII
MANGUERA
.t
Figura 15.13. Cierre de espuma de poliuretano.
y por último, con las emulsiones bombeables , en lasviscosidades pueden ajustarse adecuadamente a lascondiciones de trabajo, mediante el contenido en sur-factantes, tipo de combustible y tamaño de las par ti-culas, se ha probado con éxito las lanzas inflables.Estos artilugios constan de un tubo rígido en el extremo,en el que se dispone de un' manguito u obturador infla-ble mediante aire comprimido.
Las ventajas de este método son la sencillez del equi-po y la reducida inversión en el mismo. El sistema esrápido y eficaz, habiéndose probado con éxito en barre-nos de hasta 115 mm.
206
ELEMENTO DERETENCION -
MUL TIPLlCADORI
DETONADOR
," I tMEZCLADOR
TUBO RIGIDO
OBTURADOR INFLABLEt..
\~ BOMBA TOLVA DE EMULSION
/
Fig. 15.14 Carga de una emulsión bombeable dentrode un barreno ascendente con una lanza inflable.
3. SISTEMAS DE DESAGÜE
El desagüe de barrenos permite ampliar el campo deutilización del ANFO a granel a aquellos casos dondelos macizos rocosos se encuentran saturados o lasescorrentías, debido a las lluvias, han hecho que lostaladros se llenen de agua y también, aprovechar mejoren la carga el volumen perforado.
Los sistemas más utilizados se clasifican en:
Bombas de aire comprimido, y
Bombas sumergibles impelentes.
Las primeras son aplicables a barrenos de pequeño ymedio diámetro (63-172 mm) con alturas máximas de
DESCARGA DE AGUA:. AIRE COMPRIMIDO
J
~I:n,D'ID
CAMARADESINFLADA
o.
~ \\
AGUA
Figura 15.15. Bomba neumática.
Jbanco de unos 15 m. Se emplea el aire a presión sumi-
~. nistrado por los compresores de las propias perfora.-
J doras, que a través de una manguera flexible se intro-duce en el barreno.
- En algunos equipos Fig. 15.15, el efecto de empujese consigue cuando la cámara o manguito elástico de
J cierre que poseen se expande al pasar el aire compri-mido por ella.
Los caudales aproximados de bombeo son de unosJ 50 a 80 I/min.
J
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J
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J
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Foto 15.9. Bomba neumática (Bill Lane Inc.).
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El segundo sistema de desagüe consta general-mente de una bomba sumergible impelente y un ca-rrete para la manguera. El equipo puede ir instalado enun vehículo todo-terreno o en la parte posterior delcamión cargador de ANFO. El accionamiento del ca-rrete y de la bomba es hidráulico y las tuberías delfluido motriz de ésta última van acopladas dentro de lamanguera del agua, pudiendo descenderse todo elconjunto dentro del barreno a una velocidad de 1 misaproximadamente.
Para evitar los atascos producidos por el Iodo condetritus de tamaños gruesos, la bomba debe colocarsea unos cuantos centímetros del fondo.
Una vez efectuado el desagüe de los barrenos seinvierte el sentido del giro del rodete para limpiarlaeliminando las arenas o detritus introducidos.
Estas unidades son capaces de evacuar los barrenosen pocos segundos, debido a los fuertes caudales debombeo, Tabla 15.2, permitiendo la utilización de lasvainas de plástico y carga del explosivo antes de que seproduzca nuevamente la entrada del agua e impidaesta operación.
Foto 15.10. Bomba de desagüe hidráulica(Swanson Eng. Inc.).
. ..TABLA 15.2.J
J
J
""
../
-,
J
../
../207
.."
CAUDAL (I/min)
ALTURA TOTAL DIAMETRO 80 mm DIAMETRO 136 mm DIAMETRO 187 mm
DE ELEVACION SIST. HID. = 17 Ipm SIST. HID. = 23 Ipm SIST. HID. = 38 Ipm
(m) 11 MPa 13 MPa 13 MPa
7 246 472 1134
15 189 340 945
22 151 227 756
30 113 151 567
37 76 113 378
TABLA 15.3.
El tipo de plástico empleado debe ser flexible y re-sistente para que no se rasgue en el contacto con laroca, por lo que se aconseja que sea de galga 600 a1.000, dependiendo de cada caso.
Las fundas o vainas de plástico, donde se aloja elexplosivo a granel, se recomienda que tengan un diá-
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208
'-metro ligeramente superior al de los barrenos, Tabla15.3, con el fin de aprovechar al máximo el volumen deroca perforado y conseguir un buen acoplamiento dela carga. '-....
"--
'--
'-....
'--
'-....
Foto 15.11. Preparación del cartucho cebo dentro de unavaina de plástico.
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'-
'-
\.
DIAMETRO DEL BARRENO DIAMETRO DE LA VAINA
(mm) (m m)
152 166200 216229 248251 274270 293279 299311 337381 407
'--"
-" Capítulo 16'--'"
'-"
~ " MECANISMOS DE ROTURA DE LA ROCA/
"'-"
--.J 1. INTRODUCCION
--~
...J Durante la detonación de una carga de explosivo enel interior de la roca, las condiciones de solicitación
~ que se presentan están caracterizadas por dos fases deacción:
...J
1.a fase: Se produce un fuerte impacto debido a laonda de choque, vinculada a la Energía deTensión, durante un corto espacio detiempo.Actúan los gases producidos detrás de lazona de reacción que a alta presión y tem-peratura son portadores de la Energía Ter-modinámica o de Burbuja.
-"'
" 2.a fase:
/
"--./ Desde la década de los años 50, se han desarrollado
diversas teorías para explicar el comportamiento de lasrocas bajo los efectos de una explosión, siendo aún
/ hoy uno de los problemas a resolver y definir en latecnolo.gía de aplicación de los explosivos al arranque.
~ Prescindiendo de un análisis detallado de cada una de
/ esas teorías, se describen seguidamente los distintosmecanismos de rotura de la roca identificados en lasvoladuras en el estado actual de conocimiento."
/
" 2./
MECANISMOS DE ROTURA DE LA ROCA
~-, En la fragmentación de materiales rocosos confex--.-/ plosivos intervienen, al menos, ocho mecanismos de
rotura, con mayor o menor responsabilidad, pero par-tícipes todos en los resultados de las voladuras.
-.-/
2.1. Trituración de la roca----...
/ En los primeros instantes de la detonación, la pre-sión en el frente de la onda de choque que se expandede forma cilíndrica alcanza valores que superan am-pliamente la resistencia ainámica a compresión de laroca provocando la destrucción de su estructura inter-cristalina e intergranular.
El tamaño del anillo de roca triturada aumenta con lapresión de detonación del explosivo y con el acopla-
- "/
-.-/
---/
miento de la carga a las paredes del barreno. SegúnDuvall y Atchison (1957) con explosivos de alta poten-cia y en rocas porosas puede llegar a tener un radiode hasta 8 D, pero lo normal es que oscile entre 2 y4 D.
En la Fig. 16.1, se muestra la variación de las tensio-nes de compresión generadas por dos cargas de ex-plosivo acopladas. La trituración de la roca se producea una presión de 4 GPa, por lo que la curva (A) delexplosivo que produce en la pared del barreno unatensión de 7 GPa tiene un gradiente de caída muyacusado, debido al gran aumento de superficie espe-cífica que tiene lugar durante la pulverización de laroca. Como el explosivo (B) no aumenta la superficieespecífica por trituración, presenta una pendiente decaída de tensión más atenuada que el (A).
lO,o
'O"-~zo¡¡;zWf-
DISTANCIA A LA PARED DEL BARRENO
Figura 16.1." Variación de la tensión de pico con la distancia ala pared del barreno (Hagan).
Según Hagan (1977) este mecanismo de rotura con-sume casi el 30% de la energía que transporta la ondade choque, colaborando en la fragmentación de la rocacon un volumen muy pequeño, del orden del 0,1% delvolumen total que corresponde al arranque normal deun barreno. No hay pues, ningún incentivo para utilizarexplosivos potentes que generen tensiones en la rocade las paredes de los barrenos muy elevadas, de ahíque en algunos casos se aconseje el desacoplamiento
209
de las cargas y el aumento de la «ES» a costa de la«ET».
2.2. Agrietamiento radial
Durante la propagación de la onda de choque, laroca circundante al barreno es sometida a una intensa
compresión radial que induce componentes de trac-ción en los planos tangenciales del frente de dichaonda. Cuando las tensiones superan la resistencia di-námica a tracción de la roca se inicia la formación de
una densa zona de grietas radiales alrededor de la zonatriturada que rodea al barreno.
lTe COMPREsrON
ITz TRAccrON
Figura 16.2. Agrietamiento radial.
El número y longitud de esas grietas radiales au-menta con:
1. La intensidad de la onda de choque en la pared delbarreno o en el límite exterior del anillo de rocatriturada, y
La disminución de la resistencia dinámica a
tracción de la roca y el factor de atenuación de laEnergía de Tensión.
2.
Detrás de esa zona interior de intenso agrietamiento,algunas fracturas progresan de forma importante dis-tribuidas aleatoriamente alrededor del barreno. La ve-
locidad de propagación de las grietas es de 0,15 a 0;-40 .~veces la de la onda de choque, aunque las primerasmicrofisuras se desarrollan en un tiempo m,vy pequeñodel orden de 2 ms.
Cuando la roca presenta fracturas naturales la ex-tensión de las grietas guarda una estrecha relación conéstas. Si las columnas de explosivo son intersectadaslongitudinalmente por fracturas existentes, éstas se
abrirán por efecto de la onda de choque y se limitará eldesarrollo de las grietas radiales en otras direcciones.
Las fracturas paralelas a los barrenos pero a algunadistancia de éstos, interrumpir?n la propagación de lasgrietas radiales. Fig. 16.3.
2.3. Reflexión de la onda de choque
Cuando la onda de choque alcanza una superficie
210
'--FRACTURAS CREADASPOR OESCOSTRAMIENTO
'-
ZONA DE INTENSAFRACTURACIQN RADIAL '--
'-
'-FRACTURAS RADIALESINTERCEPTADAS POR UNA JUNTA
JUNTA RELLENADE AGUA
~Figura 16.3. Agrietamiento radial y rotura por reflexión de la
onda de choque.
'-
libre se generan dos ondas, una de tracción y otra decizallamiento. Esto sucederá cuando las grietas radia-les no se hayan propagado más que una distancia "-equivalente a u n tercio de la que existe desde la carga aesa superficie libre. Aunque la magnitud relativa de las
energías asociadas a las dos ondas dependen del án- "-gula de incidencia de la onda de choque primaria, lafracturación es causada generalmente por la onda detracción reflejada. Si las tensiones de tracción su peranla resistencia dinámica de la roca se producirá hacia el '---interior el fenómeno conocido por descostramiento o«spalling». En las rocas las resistencias a tracción al-canzan valores entre un 5 y un 15 % de las resistencias a "-compresión.
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 mayorcuando la superficie es cílíndri"ca, como la del barrenocentrál de un cuele, que cuando se dispone de unplano como sucede en una voladura. '--
'--
\.....
'--
"--
Figura 16.4. Reflexión de una onda sobre una cavidad cilln-drica. '--
Este mecanismo contribuye relativamente poco alproceso global de fragmentación, estimándose que lacarga de explosivo necesaria para produci r la rotura dela roca por la acción exclusiva de la reflexión de la ondade choque sería ocho veces mayor que la carga nor-
"--
'--
"-
./mal. Sin embargo, en las discontinuidades internas delmacizo rocoso que están próximas a la carga, esto es adistancias menores de «150», y no se encuentran re-
/ llenas con material de meteorización, el efecto de estareflexión de las ondas es mucho más significativo porla diferencia de impedancias.
En la excavación de rampas 'inclinadas o pozos convoladuras debe comprobarse que los barrenos vacíosno estén llenos de agua con el fin de aprovechar los
/ efectos de este mecanismo de rotura.
/
,/ 2.4. 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 cuasi-
estático alrededor del barreno. Durante o después dela formación de las grietas radiales por la componentetangencial de tracción de la onda, los gases comienzan
/ a expandirse y penetrar en las fracturas. Las grietasradiales se prolongan bajo la influencia de la concen-
'\ tración de tensiones en los extremos de las mismas. El,/ número y longitud de las grietas abiertas y desarrolla-
das depende fuertemente de la presión de los gases,por lo que un escape prematuro de éstos por un reta-
I cado insuficiente o por la presencia de alguna zonadébil del frente libre puede conducir a un menor apro-
, vechamiento de la energia del explosivo./
2.5. Fracturación por liberación de carga
Antes de que la onda de choque alcance el frentelibre efectivo, la energia total transferida a la roca por lacompresión inicial varía entre el 60 y el 70% de la
I energia de la voladura (Cook et al 1966). Después delpaso de la onda de compresión, se produce un estadode equilibrio cuasi-estático seguido de una caída sú-
" bita de presión en el barreno, debida al escape de losI gases a través del retacado, de las fracturas radiales y
al desplazamiento de la roca. La Energía de Tensiónalmacenada se libera muy rápidamente, generándose
/ solicitaciones de tracción y cizallamiento que provo-can la rotura del macizo. Esto afecta a un gran volumende roca, no sólo por delante de los barrenos, sinoincluso por detrás de la línea de corte de la voladura,habiéndose llegado a identificar daños a distancias devarias decenas de metros. Fig. 16.5.
I
.r
2.6. Fracturación por Cizallamiento
En 'formaciones rocosas sedimentarias cuando losestratos presentan distintos módulos de elasticidad oparámetros geomecánicos, se produce la rotura en losplanos de separación al paso de la onda de choque porlas tensiones diferenciales o cortantes en dichos pun-tos. Fig. 16.6.
CARGA DEEXPLOSIVO
ESTRATO X
FASE D
W[
TRACCI~N -- ---"'r
: B, ESTRATO Y
"Tiempo=ti h
Figura 16.6. Fracturación por ciza/lamiento (Hagan).
2.7. Rotura por flexión
Durante y después de los mecanismos de agrieta-miento radial y descostramiento: la presión ejercidapor los gases de explosión sobre el material situadofrente a la columna de explosivo hace que la roca actúecomo una viga doblemente empotrada en el fondo delbarreno y en la zona del retacado, produciéndose ladeformación y el agrietamiento de la misma por losfenómenos de flexión. Fig. 16.7.
2.8. Rotura por colisión
Los fragmentos de roca creados por los mecanis-mos anteriores y acelerados por los gases son pro-yectados hacia la superficie libre, colisionando entre. sí y dando lugar a una fragmentación adicional, quese ha puesto de manifiesto en estudios con fotogra-fías ultrarrápidas (Hino, 1959; Petkof, 1961).
l.".. -><, ,-,.,,-
t=O t=Xms t=2 X ms
Figura 16.5. Fracturación por liberación de carga.
211
Foto 16.1. Rotura de /a roca por f/exión (Nitro Nobe/).
",",~
RETACADO------------
CARGA~
Figura 16.7. Mecanismo de rotura por flexión.
212
3. TRANSMISION DE LA ONDA DE CHOQUEEN UN MEDIO ROCOSO
Como se ha visto anteriormente, la Presión de De-tonación puede expresarse de forma simplificadapor:
PD = Pe X VD 24
PD = Presión de detonación (kPa).
Pe = Densidad del explosivo (g/cm 3).
VD = Velocidad de detonación (mis).
La máxima Presión Transmitida a la roca equivale a:
2
PTm = 1+ nz
PD
donde «nz» es la relación entre la impedancia del ex-plosivo y la de la roca:
nz = Pe X VDPr x VC
siendo:
VC = Velocidad de propagación de las ondas en elmedio rocoso (mis).
Pr = Densidad de la roca (g/cm1).
Esto significa que la onda explosiva se transmitetanto mejor a la roca cuanto más se acerca la impe-dancia del explosivo a la de la roca, dado que "nz"tenderá hacia 1 mientras que "PT" lo hará simultá-neamente hacia "PD». La presión de la onda en laroca decrece con una ley exponencial, de modo quela tensión radial generada a una determinada distan-cia será:
G¡ = PB x [~;rdonde:
G¡ = Tensión radial de compresión.
PB = Presión en la pared del barreno.
rb = Radio del barreno.
DS = Distancia desde el centro del barreno al puntode estudio.
x = Exponente de la ley de amortig uación, que paracargas cilíndricas se aproxima a 2.
Si la onda en su camino encuentra materiales di-
versos, con impedancias diferentes, y en correspon-dencia con superficies de separación que puedenestar 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 tiposJ de roca, pudiendo parcialmente transmitirse y al
mismo tiempo reflejarse en función de dicha rela-ción.
Cuando las impedancias de los medios son iguales..J (PrZx VCz = Prl X VC¡) gran parte de la energía se
transmitirá y el resto se reflejará, Ilegá,ndose a unasituación límite cuando (PrZ x VCz ~ Prl x VC!),
J como, porejemplo, entre roca y aire, donde se reflejarácasi la totalidad de la energía transportada por la onda
, de compresión en forma de tensión de tracción, pu-..J diendo adquirir especial importancia en el proceso de
rotura de la roca.Lo indicado es válido tanto para las presiones de las
ondas como para las energías transmitidas. Si la rela-../ ción de impedancias características de los dos medios
es:
../
n'z = Prl X VC!PrZ X VCz
../ se tend rá
/
PI
PT = 2 (1+n'z)
/FASE 1 FRENTE LIBRE
t IJ¡:Y/~/AY/~/-"iY/""'/"""'~,,- '~'~'~/-T/""h"""'/,q7,.('ONDAS """"
~ /""""'--
1..m-'\\~f>'.
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,1 FASE .Ir FRENTELIBRE+ +
,1
./
/FASEm
.j'
FRENTELIBRE
./
./
./
PR = PI (1 - n'z)
(1 + n'z)
donde:
PI = Presión de la onda incidente.PT = Presión de la onda transmitida.PR = Presión de la onda reflejada.
4. RENDIMIENTO ENERGETICO DE LAS VO-LADURAS
La acción de los explosivos sobre las rocas es puesla resultante de un conjunto de acciones elementa-les, que actúan escalonadamente y en ocasiones deforma simultánea en pocos milisegundos, asociadasa los efectos de la onda de choque que transporta la«Energía de Tensión", y alas efectos de los gases deexplosión o «Energía de Burbuja». Fig. 16.8.
La energía total desarrollada por el explosivo ymedida por el método propuesto por Cole, puede ex-presarse entonces como la suma de esas dos com-ponentes.
FASE Iil FRENTE LIBREROCA ORIGINAL
\.. + PROYECTADA +
\,~~.. '1" j"~'~ . ' ..°:1 OtC"':"l'", .
.O~~~r ,ti
"PJ~"~.. '.' ~~ . . Q(Q ."1-.;~0'."'~~~~~~~~~~S:>~~-------
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FASE :sz: FRAGMENTACIONPOR COLlSION
POR ACCION DE LOS GASES
./Figura 16.8. Resumen de mecanismos de rotura.
./ 213
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Figura 16.9. Modelo de distribución de la energía del explosivo en una voladura."'-
EB=~Q
x Te3 (cal/g)
presenta en la Fig. 16.9, a partir de ensayos sobrebloques cúbicos de roca sumergidos en piscihas.Estos investigadores afirman que aproximadamenteel 53% de la energía del explosivo va asociada a laonda de choque. Este valor depende de las condicio-nes de experimentRción y pueden encontrarse re-sultados muy dispares que van desde el 5% al 50%de la energía total, según los distintos tipos de rocaque se desean fragmentar y la clase de explosivoempleado.
Así, en una roca dura, la Energía de Tensión de unexplosivo rompedor es más importante en la frag-mentación que la Energía de Burbuja, sucediendo locontrario en las formaciones blandas, porosas o fi-suradas y los explosivos de baja densidad.
De los ensayos efectuados por Rascheff y Goe-mans, se resume en la Tabla 16.1 el reparto de laenergía de la onda de choque:
"-ETD = ET + EB
donde:"'-
ET = 61 S p2 x dt (cal/g)"-
"'-
Estimaciones efectuadas por Hagan (1977) hanpuesto de manifiesto que solamente un 15% de laenergía total generada en la voladura es aprovechadacomo trabajo útil eh los mecanismos de fragmenta-ción y desplazamiento de la roca.
Rascheff y Goemans (1977) han establecido unmodelo teórico de reparto de energía, tal como se re-
'--
'--
'--TABLA 16.1. REPARTO DE LA ENERGIA DE LA ONDA DE CHOQUE
""'--
"
"
"
'-
214 "
.BLOQUE DE GRANITO VOLADURA BLOQUE DE
CON CONVENCIONAL GRANITOCONFINAMIENTO DE GRANITO SUMERGIDO
INFINITO EN BANCO EN AGUA
Pulverización 15% 15% 15%Fisuración radial
primana 3% 3% 2%
Prolongación defisuras 0% 16% 39%
Energía transmitida 82% 34% 22%
Energía aprovechada 18% 34% 56%
./Puede observarse que en las voladuras convencio-
nales en banco una gran parte de la energía de laonda de choque se transforma en energía sísmica
/ que da lugar a las vibraciones del terreno a, lacual se sumará parte de la energía de los ga-ses.
Los datos expuestos concuerdan bastante biencon los obtenidos por otros investigadores comoMancini y Occella.
./ No debe olvidarse, que para conseguir unos resul-tados óptimos en las voladuras es preciso no sólofragmentar la roca sino esponjarla y desplazarla unadeterminada distancia, por lo que los gases juegantambién en las últimas etapas un papel decisivo.
Lownds (1986) ha descrito, también, el reparto de laenergía del explosivo en el proceso de voladura de las
.J rocas, utilizando un modelo simplificado de interacciónroca-explosivo. El distribuye la energía en zonas dife-rentes relacionadas con la curva Presión-Volumen de
.1 los gases producidos en la explosión. Fig. 16.10.
./
,,
/
..; 4 5
VOLUMEN..;
Figura 16.10. DiagramaP-V de los gases de explosión,mostrando la distribución de la energía en la voladura.
/
)
Las energías asociadas con las diferentes zonasmostradas en la figura anterior son las que seJndican enla Tabla 16.2.
)
Inmediatamente después de la detonación del explo-sivo en el barreno, los gases a alta presión en el estadoinicial o de explosión P3 transmiten un impacto u ondade choque a la roca. Las tensiones producidas por estaonda, en la roca próxima al barreno, son superiores a laresistencia dinámica a compresión y a tracción de laroca. Se produce una trituración y una compresión de laroca alrededor del barreno, dependiendo de la presiónde explosión y la resistencia y tenacidad de la roca.Como la roca es triturada y comprimida el volumen delbarreno aumenta con una disminución correspondientede la presión, hasta que la tensión en la roca se equili-bra con la presión. Esto se muestra en la curva de la Fig.
/
/
I
TABLA 16.2
16.10 como P4, y se denomina estado de equilibrio. Eltrabajo realizado por el explosivo durante la expansiónes llamado energía de rotura, y consiste en la energíade tensión almacenada en la roca (Zona 2) y la energíacinética de la onda de choque (Zona 1). En el procesode voladura la energía de tensión cinética se pierdeesencialmente como trabajo útil y se manifiesta comoroca triturada en la proximidad inmediata del barreno yondas sísmicas propagadas en el terreno.
Las tensiones en la roca son el resultado de la pre-sión de barreno residual P4 que causa las fracturas. Losgases de explosión penetran en las grietas existentesentre el barreno y el frente libre, haciendc un trabajo útilde prolongación de las mismas que colaboran en lafragmentación y contribuyen a la proyección. Este pro-ceso termina más o menos, básicamente, cuando losgases alcanzan el frente libre. La presión de los gasesen el momento de escape se muestra como P5 en laFig. 16.10. En este instante la roca delante del barrenoes comprimida por los gases existentes en las grietascon una energía de tensión almacenada en la roca(Zona 4). Esta energía es considerada como insignifi-cante en la fragmentación y proyección de la roca.
Las energías de las Zonas 2 y 3 son las más útiles enla voladura de las rocas y es llamada Energía de Frag-mentación.
Parte de la energía de los gases en el momento de. escape (Zona 5) desplaza la roca, y es llamada Energía
de Proyección. Sin embargo, el resto de la energía de laZona 5, al escapar los gases, es perdida como calor y
" ruido.Aunqueeste métodode distribuciónde energía sim-
plificael procesode la voladuraaportaunavaliosaper-cepción de a dónde va la energía durante las diferentesfases del proceso. También proporciona una compara-ción aproximadade la magnitudde fasdiferentesfrac-ciones de energía utilizadas en las diversas fases de lasvoladuras cuando los gases de explosión se expandendesde la presión inicial en el barreno a la presión atmos-férica.
No toda la energía disponible es útil en la fragmenta-cióny proyecciónde la roca. Es,pues, posiblemejorarla eficiencia del proceso de voladura, utilizando explosi-vos idealeso no idealesdiseñadospara minimizarlaspérdidas de energía.
215
.1
zQlP3(f)/ Wa:(L
/
ZONA ENERGIA
1 Componente cinética de la energía de cho-que o tensión
2 Componente de tensión de la energla dechoque.
1+2 Energía rompedora.3+4 Energía liberada durante la propagación de
las grietas.2+3 Energía de fragmentación.
4 Energía de tensión en la roca en el instantede escape de los gases.
1+2+3+4 Energía de voladura5 Energía de proyección y pérdida de ener-
gía en el escape de los gases.1+2+3+4+5 Energía total disponible o valor de potencia
absoluta.
'I.""""""",,mmIllIWlUlllnJIIlIIlIlIlIlII"'-==
~
Capítulo 17I
PROPIEDADES DE LAS ROCAS Y DE LOS MACIZOSROCOSOS Y SU INFLUENCIA EN LOS RESULTADOS DE
LAS VOLADURAS
1. INTRODUCCION
Los materiales que constituyen los macizos rocososI poseen ciertas características físicas que son función
de su origen y de los procesos geológicos posterioresque sobre ellos han actuado. El conjunto de estos
I fenómenos conduce en un determinado entorno, auna litología particular con unas heterogeneidadesdebidas a los agregados minerales policristalinos y alas discontinuidades de la matriz rocosa (poros y
I fisuras); y a una estructura geológica en un estadotensional característico, con un gran número de dis-continuidades estructurales (planos de estratifica-
I ción, fracturas, diaclasas, juntas, etc.).
2. PROPIEDADES DE LAS ROCAS
2.1. Densidad
Las densidades y resistencias de las rocas presen-tan normalmente una buena correlación. En general,las rocas de baja densidad se deforman y rompencon facilidad, requiriendo un factor de energía relati-vamente bajo mientras que las rocas densas precisanuna mayor cantidad de energía para lograr una frag-mentación satisfactoria, así como un buen despla-zamiento y esponjamiento.
En rocas con alta densidad para que el impulso im-partido a la roca por la acción de los gases sea eladecuado, deberán tomarse las siguientes medidas:
- Aumentar el diámetro de perforación para elevarasí la presión de barreno, PB = kxVD2, donde"VD» es la velocidad de detonación del explosivo.
- Reducir el esquema y modificar la secuencia deencendido.
- Mejorar la efectividad del retacado con el fin deaumentar el tiempo de actuación de los gases yhacer que éstos escapen por el frente libre y nopor el retacado.
Utilizar explosivos con una alta Energía de Bur-buja "EB" .
2.2. Resistencias dinámicas de las rocas
Las resistencias estáticas a compresión y a tracciónse utilizaron en un principio como parámetros indicati-vos de la aptitud de la roca a la voladura. Así, se definióellndice de Volabilidad (Hino, 1959) como la relación"RC/RT" de modo que a un mayor valor resultaríamás fácil fragmentar el material.
El tratamiento racional de los problemas realesobliga a considerar las resistencias dinámicas, ya queéstas aumentan con el índice de carga (Rinehart, 1958;Persson et al, 1970) pudiendo llegar a alcanzar valoresentre 5 y 13 veces superiores a las estáticas.
Cuando la intensidad de la onda de choque supera ala resistencia dinámica a la compresión "RC'" se pro-duce una trituración de la roca circundante a las pare-des del barreno por colapso de la estructura intercris-talina. Pero esta trituración contribuye muy poco a lofragmentación y provoca una fuerte disminución de laenergía de tensión.
Por ello, se recomienda:
- Seleccionar explosivos que desarrollen en las pa.redes del barreno tensiones inferiores o iguales e«RC'".
- Provocar una variación de la curva Presión-Tiempc(P-t), por desacoplamiento de la carga dentro debarreno.
Estos puntos tienen su máxima expresión en el di.seño de voladuras perimetrales o de contorno.
El consumo específico de explosivo requerido en la~voladuras en banco puede correlacionarse con la re.sistencia a compresión, tal como se indica en la Ta.bla 17.1 (Kutuzov, 1979).
2.3. Porosidad
Existen dos tipos de porosidad: la intergranular (de formación y la de disolución o post-formación.
La primera, cuya distribución en el macizo puedEconsiderarse uniforme, provoca dos efectos:
- Atenuación de la energía de la onda de choque.- Reducción de la resistencia dinámica a la com
21 ~
...""""'IIIIIIIIIIIUWIIUliWWIIIUmuluUIIIUllUi'.'.""""..." ,-.~,JiilHliililiiiiiiiiiliiiiliiiiijiiliiiilili"
TABLA 17.1.
./
CLASIFICACION DE LAS ROCAS SEGUN SU FACILIDAD A LA FRAGMENTACIONCON EXPLOSIVOS EN MINAS A CIELO ABIERTO
presión y, consecuentemente, incremento de latrituración y porcentaje de finos.
El trabajo de fragmentación de rocas muy porosasse realiza, casi en su totalidad, por la energía de bur-buja, por lo que deberán observarse las siguientesrecomendaciones:
- Utilizar explosivos con una relación «EB/ET» ele-vada, como por ejemplo el ANFO.
- Incrementar la «EB» a costa de la «ET», medianteel desacoplamiento de las cargas y los sistemasde iniciación.
- Retener los gases de voladuras a alta presión conun dimensionamiento adecuado de la longitud ytipo de retacado.
- Con varios frentes libres, mantener dimensionesiguales de la piedra en cada barreno.
La porosidad de post-formación es la causada porlos huecos y cavidades que resultan de la disolucióndel material rocoso por las aguas subterráneas(karstificación). Los espacios vacíos son mucho ma-yores y su distribución es menos uniforme que la dela porosidad intergranular.
'COQUERA
RETACAOO
INTERMEDIO
Figura 17.1. Ejecución correcta de la carga de un explo-sivo a granel en un terreno con coqueras.
218
También en las rocas de origen volcánico es fre-cuente encontrar un gran número de oquedadesformadas durante su consolidación.
Las cavidades intersectadas por los barrenos nosólo dificultan la perforación con la pérdida de vari-llaje y atranques, sino incluso la eficiencia de la vola-dura, especialmente cuando se utilizan explosivos agranel y bombeables. Fig. 17.1.
Si los barrenos no intersectan a las cavidades, elrendimiento de la voladura también disminuye por:
- La prematura terminación de las grietas radialesal ser interrumpidas en su propagación por loshuecos existentes.
- La rápida caída de la presión de los gases al in-tercomunicarse el barreno con las cavidades. Y
por ello, el frenado de la apertura de grietas ra-diales al escapar los gases hacia los espacios va-cíos.
2.4. Fricción interna
Como las rocas no constituyen un medio elástico,parte de la energía de la onda de tensión que se pro-paga a través de él se convierte en calor por diversosmecanismos. Estos mecanismos son conocidos por«fricción interna» o «capacidad de amortización espe-cífica-SOC», que miden la disponibilidad de las rocaspara atenuar la onda de tensión generada por la deto-nación del explosivo. La «SOC» varía considerable-mente con el tipo de roca: desde valores de 0,02-0,06para los granitos (Windes, 1950; Blair, 1956) hasta losde 0,07-0,33 para areniscas. La SOC aumenta con laporosidad, la permeabilidad, las juntas y el contenidoen agua de la roca. También aumenta considerable-mente con los niveles meteorizados en función de su
espesor y alteración.La intensidad de la fracturación debida a la onda de
tensión aumenta conforme disminuye la SOCo Así por
CONSUMOESPECIFICODEEXPLOSIVO DISTANCIAMEDIA RESISTENCIADE LA DENSIDAD
ENTRE FRACTURAS ROCAA COMPRE- DE LALIMITESDECLASES VALORMEDIO NATURALESEN SIONSIMPLE ROCA
(kg/m3) (kg/m3) EL MACIZO(m) (MPa) (t/m3)
0,12-0,18 0,150 < 0,10 10-30 1,40-1,800,18-0,27 0,225 0,10-0,25 20-45 1,75-2,350,27 -0,38 0,320 0,20-0,50 30-65 2,25-2,550,38-0,52 0,450 0,45-0,75 50-90 2,50-2,800,52-0,68 0,600 0,70-1,00 70-120 2,75-2,900,68-0,88 0,780 0,95-1,25 110-160 2,85-3,000,88-1,10 0,990 1,20-1,50 145-205 2,95-3,201,10-1,37 1,235 1,45-1,70 195-250 3,15-3,401,37-1,68 1,525 1,65-1,90 235-300 3,35-3,601,68-2,03 1,855 > 1,85 > 285 > 3,55
__nmnnmnmn--
.
.ejemplo, los explosivos tipo hidrogeles son más efecti-vos en formaciones duras y cristalinas que en los ma-
.teriales blandos y descompuestos (Cook, 1961; Lang1966). Por el contrario, en éstos últimos, el ANFO esmás adecuado a pesar de su menor energía de tensión.
~
2.5. Conductividad
~ Las fugas o derivaciones de corriente puedenocurrir cuando los detonadores se colocan dentro delos barrenos en rocas de cierta conductividad, como
. por ejemplo los sulfuros complejos, magnetitas, etc.,especialmente cuando las rocas son abrasivas yexiste agua en el entorno de la pega. Las medidas
~ que deben tomarse para evitarestos problemas son:
- Verificar que los cables d~ los detonadores dis-
~ ponen del aislamiento plástico en buen estado, y- Que todas las conexiones del circuito están debi-damente aisladas y protegidas. Para ello, se re-comienda emplear conectado res rápidos.
~
El fallo de alguno de los detonadores puede afectarconsiderablemente a los resultados obtenidos en las
~ voladuras.
~ 2.6. La composición de la roca y las explosionessecundarias de polvo
Las explosiones secundarias de polvo suelen produ-~ cirse en minas de carbón y también de sulfuros metáli-
cos, en áreas con alto contenido en pirita, y son cadadía más frecuentes por la utilización de barrenJs de
~ gran diámetro.Las primeras cargas que se disparan en una voladura
crean por un lado, una alta cantidad de finos que son
~ lanzados a la atmósfera y por otro, remueven con laonda aérea y las vibraciones inducidas el polvo depo-sitado en los hastiales y el piso del hueco de la excava-
¡ ción. Si la energía de los gases de las últimas cargas es, suficientemente elevada para la concentración de
polvo alcanzada, puede llegar a producir explosionessecundarias de efectos devastadores importantes para
I las instalaciones de ventilación, puertas de regulación,equipos móviles, etc.
La probabilidad de que se produzcan explosiones
~ secundarias de polvo puede minimizarse tomando al-gunas de las siguientes medidas:
- Suprimir el uso de explosivos aluminizados, ya quelas partículas de AI2O3 a alta temperatura en losproductos de detonación son centros potencialesde ignición.
I - Seleccionar un explosivo y una geometria de losbarrenos del cuele que produzcan mateJial relati-vamente grueso.
I - Retacar los barrenos con arena del exterior, tacosde arcilla o ampollas de agua.
- Crear una nube de polvo de caliza u otro inhibidorpor delante del frente haciendo estallar un sacocon dicho material mediante un detonador que se
- ¡ili'
dispara unos milisegundos antes que la voladura.
- Lavar frecuentemente las paredes y pisos de la ex-cavación para eliminar el polvo depositado.
- Disparar las voladuras después de proceder a laevacuación completa del personal de las minas.
3. PROPIEDADES DE LOS MACIZOS ROCO-SOS
3.1. Litología
Las voladuras en zonas donde se produce un cambiolitológico brusco, por ejemplo estéril y mineral, y con-secuentemente una variación de las propiedades re-sistentes de las rocas obliga a una reconsideración deldiseño, pudiendo seguirse dos caminos:
a) Esquemas iguales para los dos tipos de roca yvariación de las cargas unitarias.
b) Esquemas distintos pero con igual carga por ba-rreno. Esta disposición suele adaptarse mante-niendo igual la dimensión de la piedra Fig. 17.2,yaque la introducción de un esquema «Sx B" distintoen cada zona entrañaría una mayor complejidadde perforación y un escalonamiento del nuevofrente creado.
RELE
Figura 17.2. Cambio de esquema recomendado. B = B'S #- S'.
Los yacimientos estratiformes semi horizontalesque presentan algún horizonte muy resistente pue-den conducir a un tipo de voladuras particular en lasque las cargas se alojen en los barrenos perfecta-mente confinadas a la altura de tales horizontes.También es aconsejable que la localización de losmultiplicadores en las columnas de explosivo coin-cida con los niveles más duros a fin de aprovechar almáximo la energía de tensión desarrollada.
Cuando se encuentran en contacto dos materialesde características resistentes muy diferentes, comopor ejemplo una caliza competente en contacto con
219
arcillas muy plásticas, y si los barrenos atraviesanestas tormaciones, tendrá lugar una gran pérdida deenergia asociada con la caída de presión y escape delos gases al producirse deformaciones rápidas de di-chos materiales blandos y, por consiguiente, se ob-tendrá una mala fragmentación. Fig. 17.3.
ARC'LLA PLASTlCACAUZA
'-~
~
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~ :..- ~~ ~/ ~ /
RETACADe-------
CAUZA./' ESCAPE DE GASESA.-ALTA PRESK>N
<8"'~
EXPLOS'V,,-------B
ARC'LLA::: ..~:....... ..........
Figura 17.3. Casos típicos de cambios litológicos concontacto entre rocas competentes y materiales
plásticos (Hagan).
Para aumentar el rendimiento de las voladuras enestos casos se recomienda:
- Retacar con material adecuado aquellas zonasdel barreno que estén en contacto con materialplástico o próximo a ellas.
- Emplear cargas de explosivo totalmente acopladasa la roca competente con una gran velocidad dedetonación y una relación de .ET/EB.. alta.
- Situar los multiplicadores en el punto medio de laroca dura para incrementar la resultante de la ondade tensión que actúa a ambos lados.
- Evitar el escape prematuro de los gases a la at-
mósfera asegurando que tanto la longitud de reta-cado (al menos .20 D,,) Y la dimensión de la piedrason correctas en la parte superior de los barrenos.
3.2. Fracturas preexistentes
Todas ías rocas en la naturaleza presentan algún tí pode discontinuidad, microfisuras y macrotisuras, queinfluyen de manera decisiva en las propiedades físicas
220
Foto 17.1. Bloques con geometría columnar
en formaciones basálticas.
y mecánicas de las rocas y, consecuentemente, en losresultados de las voladuras.
Las superficies de discontinuidad pueden ser dedistintos tipos: planos de estratiticación, planos delaminación y foliación primaria, planos de esquistosi-dad y pizarra sidad, fracturas y juntas.
Las discontinuidades pueden ser cerradas, abiertaso rellenas, y por ello con diferentes grados de transmi-sión de la energia del explosivo. Tabla 17.2. Los labiosde estas discontinuidades son superficies planas so-bre las cuales se reflejan las ondas de choque ate-nuando y dispersando la energia desarrollada.
La fragmentación está influenciada por el espacia-miento entre barrenos .S", la separación entre juntas.J," y el tamaño máximo de bíoque admisible .M". Enla Tabla 17.3 se indican varias de las combinacionesposibles y su repercución sobre el porcentaje de bolosprevisibles.
Otro aspecto del diseño de las voladuras eSlo quese entiende por control geoestructural del macizo ro-coso, que se refiere a la orientación relativa del frente ydirección de salida de la pega con respecto a la direc-ción y buzamiento de los estratos. En la Tabla 17.4 seindican los resultados previsibles para los diferentescasos que pueden presentarse, atendiendo a la incli-
tt
TABLA17.2.
-
-
-
-
-
~
~
-
-TABLA 17.3. COMBINACIONES POSIBLES DE ES-PACIAMIENTO ENTRE BARRENOS (S), FRACTU-
tRAS (JJ Y TAMAÑO MAXIMO DE BLOQUE ADMISI-BLE (M)
-
~
~
.
.
. nación de las discontinuidades y al ángulo relativo delas direcciones citadas.
Especial cuidado debe prestarse cuando las dis-
. continuidades son subverticales y la dirección de sa-lida es normal a la de éstas, pues es frecuente la so-breexcavación por detrás de la última fila de barrenos y
. se hace necesaria la perforación inclinada para man-tener la dimensión de la piedra en la primera línea de lapega. Fig. 17.4 Y Foto 17.3.
~ Cuando la estratificación o los sistemas de juntas se,presentan con un ángulo menor de 30°, se recomienda
.
J
Foto 17.2. Macizo de caliza intensamente diaclasado.
~!'"/'<'/ /
Figura 17.4. Voladuras con sobreexcavación.
221
ABSORCIONDELA ENERGIADE LA ONDAABERTURADE LAS FRACTURAS(mm) NATURALEZADE LAS FRACTURAS
DETENSIONEN LAS FRACTURAS
1. PEQUEÑA « 20%) (A) O (A) Fuertemente cementada.
(B) 0-4,0 (B) Cementad a con un materialde impedancia acústica si-milar a la de la matriz
2. LIGERA (20-40%) (A) <0,5 (A) Fracturas rellenas con aireo agua
(B) < 4,0 (B) Cementada con un materialde impedancia acústica1,5-2 veces menor que la dela matriz
3. MEDIA (40-80%) 0,5-1,0 Fracturas abiertas rellenascon aire o agua
4. GRANDE (>80%) (A) 0,1-1,0 (A) Fracturas rellenas conmaterial suelto y poroso
(B) 1,0 (B) Fracturas abiertas rellenasde material suelto poroso,aire yagua
FRAGMENTACION
SENSIBLE
CASO J,:S J,:M S:M AL % DE
CONSUMO BOLOS
ESPECIFICO
1 J > S Js> M S>M SI Medias2 Js > S Js> M S<M SI Bajo3 J, > S Js< M S<M SI Bajo4 Js < S Js> M S>M NO Alto5 Js < S Js< M S<M NO Bajo6 Js < S Js< M S>M NO Bajo
TABLA 17.4
"--
"
DISEÑO DE VOLADURAS ATENDIENDO AL CONTROL GEOESTRUCTURAL
DIRECCION DE LOS ESTRATOS
---1------------
FRENTELIBRE
INCLlNACION DE
LOS ESTRATOS
a = 0°
- ---
---
a = 90°
a = 45°
0° < a < 45°
(Similar al caso anterior,la dureza es
determinante)
45° < a < 90°
222
PLANO DE VOLADURA
DIRECCION DE SALIDA DE LA VOLADURA
ANGULO ENTRE LA DIRECCION DE LOS ESTRATOS
Y LA SALIDA DE LA VOLADURA
Dirección de salida indiferente
~=oo= 180°=360°
~=45°=135°=225°==315°
~=90o=270°
~=00=1800=360°
rJ=45°=135°
~=90°
~=225°=315°
~=270°
~=OO= 180°=360°
rJ=45°= 1350
~=90°
~=225°=315°
~=270°
rJ=90° -
~=270°
Buena fragmentación.Frente irregular
Fragmentación variable.Frente en dientes de sierra
Dirección más favorable
Buena
Desfavorable
Poco favorable
Aceptable
Muy favorable
Buena
Desfavorable
Poco favorable
Aceptable
Muy favorable
Poco favorable
Favorable
(Dependiendo del valor de a y de la competenciade la roca, los resultados estarán más próximosa (J. = 45° Ó (J. = 90°)
.
.
~
~
t
~
Foto 17.3. Frente de voladura coincidente con un plano deestratificación.
~ que los barrenos sean normales a dichos planos con elfin de aumentar el rendimiento de las voladuras.
Si se conoce la disposición en planta de la comparti-
~ mentación de los macizos, deberá también ser conside-rada para la colocación de las cargas de explosivo conlos espaciamientos apropiados, en vez de mantener unadistancia uniforme entre éstas. En efecto, situaciones
~ como la esquematizada en la Fig. 17.5, en la que lasfracturas se disponen en familias que forman ángulossuplementarios, dan origen a liberaciones desiguales de
, la energía de los explosivos, llegando la roca a fragmen-tarse excesivamente en las zonas con ángulos agudos,y produciendo bloques grandes en las zonas con ángu-
f los obtusos.AREA DE SOBREFRACTURACIDN
N
o - E
s
AREA DE SOBREFRACTURACIDN
I Fig. 17.5. Influencia de los sistemas de fracturas no ortogo-nales de un macizo rocoso en los resultados de la fragmenta-
ción (Proyección horizontal).
Para evitar estos problemas, que influyen muchasveces en la transmisión de importantes vibraciones alterreno, las cargas de explosivo deben ser colocadaspreferentemente junto a zonas con ángulos obtusos, yel espaciamiento entre barrenos siendo paralelo a lasdirecciones de los planos de fractura. Además de estosprocedimientos, se recomienda una programación delas secuencias de disparo de las cargas, con el fin decrear la máxima superficie libre después de cada deto-nación, circunstancia que depende de la geometría defracturación del macizo. Cuando es posible cambiar eldiámetro de los barrenos, se aconseja utilizar los diáme-tros más pequeños en el interior de zonas más fractura-das, para controlar mejor la fragmentación y los impac-tos ambientales resultantes.
Otras alternativas para implementar el control geoes-tructural consisten en dotar a las voladuras de líneas debarrenos de precorte, los cuales reducen la probabilidadde sobrefracturación del macizo remanente, aunquepueden ocasionar vibraciones excesivas.
a
b
c
Figura 17.6. Direcciones relativas de los estratos con res-
pecto al eje de los túneles.
223
En los trabajos de excavación de túneles las caracte-rísticas estructurales condicionan en gran medida lage6metría del perfil de los mismos, casi rectangular silas rocas son masivas y con arco de coronación si lasrocas son más inestables. Cuando las discontinuidadesson normales al eje de los túneles, las voladuras suelenrealizarse con buenos resultados, Fig. 17.6.a. Si laestratificación o las discontinuidades son paralelas aleje de los túneles, Fig. 17.6.b, con frecuencia los avan-ces no son demasiado buenos y los frentes son desi-guales. Cuando la estratificación presenta una direcciónoblicua con respecto al eje de los túneles existirá unlado sobre el que resultará más fácil volar, en el caso dela Fig. 17.6.c en el lado izquierdo.
Por otro lado, las rocas muy laminadas con altaesquistosidad y fisuración responden bien a los cuelesen V, y en túneles de gran diámetro se consiguen gran-des avances, de hasta 6 m, con ese tipo de cueles.
Cuando se utilizan los cueles en V en pozos de sec-ción rectangular, los mejores resultados se obtienencuando las discontinuidades son paralela.s a las aristasde los diedros de los planos que conforman las cuñasdel cuele. Fig. 17.7.
Las tendencias son, por tanto, utilizar esquemas devoladuras versátiles, que se adapten a las discontinui-dades de los macizos, exigiéndose así un conocimientoprevio de éstas.
DISCONTINUIDADES PERIMETRO
PRINCIPALES DEL POZO
~j -- un- - - -. -1- _._~. -r-
;-e . .,I..,.
j
;..¡
...:
~ '1 1 ..¡
r1"1'1~,;-.I
~
;-. ...;. . ., .
~ u__u' -- -, !_u ---~
Figura 17.7. Pozo rectangular con cuele en V (Hagan, 1983).
3.3. Tensiones de campo
Cuando actúan las tensiones de campo residuales,
224
tectónicas y/o gravitacionales (no hidrostáticas), el es- ,-quema de fracturas generado alrededor de los barre-nos puede estar influenciado por la concentración nouniforme de tensiones alrededor del mismo.
En las rocas masivas homogéneas, las grietas queempiezan a propagarse radial mente desde los barre-nos tienden a seguir la dirección de ¡as tensiones prin- '-cipales.
Así por ejemplo, en el avance de galerías en macizosrocosos con una alta concentración de tensiones resi-duales, como en el caso de la Fig. 17.8, la secuencia dedisparo en los barrenos del cuele deberá adecuarse alas mismas.
Si en los planos de precorte de las excavacionesproyectadas actúan tensiones normales al mismo, losresultados obtenidos no serán satisfactorios, a menos
~;~ -:
~.. Oj 4.
--~~=-=...'; '""==-,-,j ~
seCUENCIADE INIOIACION
\\ -~=
83
4.TENSlo"~~~C~~~~Clg~LES:;:r-
lo) lb)
Figura 17.8. Secuencia de iniciación en un cuele con ba-rreno central de diámetro y tensiones residuales horizonta-
les (a) Secuencia incorrecta (b) Secuencia correcta.
que el espaciamiento entre barrenos se reduzca consi-derablemente o se realice previamente una excavaciónpiloto próxima que sirva para la relajación del macizoliberando dichas tensiones y se sustituya el precortepor una voladura de recorte.
3.4. Presencia de agua
Las rocas porosas y los macizos intensamente frac-turados cuando se encuentran saturados de agua pre-sentan habitualmente ciertos problemas:
- Obligan a seleccionar explosivos no alterables porel agua.
- Producen la pérdida de barrenos por hundimientosinternos, y
- Dificultan la perforación inclinada.
Por otro lado, el agua afecta a las rocas y a losmacizos rocosos en los siguientes aspectos:
- Aumenta la velocidad de propagación de las ondaselásticas en terrenos porosos y agrietados.
- Reduce la resistencia de las rocas a compresión yatracción (Obert y Duvall, 1967) al ser menor la fric-ción entre partículas.
- Reduce la atenuación de las ondas de choque y,por ello, se intensifican los efectos de rotura porla "ET» (Ash, 1968).
- Las juntas llenas de agua permiten el paso de lasondas de choque sin que se produzca un des-costramiento interno. Pero cuando el macizo en-tra en tensión, ese agua se moviliza ejerciendouna acción de cuña que puede llegar a produciruna gran sobreexcavación.
3.5. Temperatura del macizo rocoso
Los yacimientos que contienen piritas suelen pre-sentar problemas de altas temperatu ras de la rocapor efecto de la oxidación lenta de este mineral, ha-ciendo que los agentes explosivos del tipo ANFOreaccionen exotérmicamente con la pirita excitán-dose a partir de una temperatura de 120°Ci: 10°C.
Las últimas investigaciones apuntan a una primerareacción entre el ANFO y el sulfato ferroso hidratado,y más especialmente entre éste último y el nitratoamónico, iniciándose una reacción exotérmica quese automantiene a partir de los 80°C. Este sulfatoferroso es uno de los productos de descomposiciónde las pi ritas, además del sulfato férrico y el ácidosulfúrico.
Para obviar este inconveniente, que en varias oca-siones ha desembocado en graves accidentes, se hanañadido diversas sustancias inhibidoras del ANFO,tales como urea, oxalato potásico, etc., llegando a laconclusión de que con el aporte al ANFO de un 5%en peso de urea se evita la reacción exotérmica de lamezcla ternaria hasta una temperatura de 180°C(Miron et al, 1979).
La sensibilidad de los explosivos tipo hidrogel de-
pende también de la temperatura de la roca con laque esté en contacto, por ello, es necesario prestargran atención a éste fenómeno.
Una recomendación general cuando se presentanestos problemas es la de limitar el número de barre-nos por voladura, a fin de disminuir el tiempo quetranscurre entre la carga y el disparo.
BIBLlOGRAFIA
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- ATCHISON, T. C.: "Fragmentation Principies». Ch. 7.2.Surface Mining, Ed. E. P. Pfleider, AIME, 1968.
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- GAMA, C. D. y LOPEZ JIMENO, C.: "Técnicas de caracteri-zación de macizos rocosos para proyectos con explosivos».Revista INGEOPRES. Número 8. Febrero-marzo, 1993.
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- MERRIT, A. H.: "Geological Predictions for UndergroundExcavations». North American RETC Conference.
- POLAK, E. J.: "Seismic Attenuation in Engineering SiteInvestigations»..Proc. 1st.Aust. N. Z. Conf. Geomechanics,Melbourne, 1971.
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- SASSA, K., e ITO, l.: "On the Relation Between theStrength of a Rock and the Pattern of Breakage by Blas-ting». Proc. 3rd Congress International Society of RockMechanics. Denver, 1974.
- SJOGREN, B.,. et al.: "Seismic Classificattion of RockMass Qualities», Geophysical Prospecting. N.o27,1979.
- WILD, H. W.: "Geologyand Blastingin Open Pits». Erz-metal!, 1976.
225
~
~
Capítulo 18~
tCARACTERIZACION DE LOS MACIZOS ROCOSOS PARA
EL DISEÑO DE LAS VOLADURAS~
~
~ 1. INTRODUCCION
~ Las propiedades de los macizos rocosos que influ-yen más directamente en el diseño de las voladurasson:
t - Resistencias dinámicas de las rocas.
- Espaciamiento y orientación de las discontinuida-
. des.- Litologías y potencias de los estratos en formacio-
nes sedimentarias.
. - Velocidades de propagación de las ondas.- Propiedades elásticas de las rocas.
~ - Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades., - Indices de anisotropía y heterogeneidad de los ma-cizos, etc.
. La determinación de estos parámetros por métodosdirectos, o de laboratorio, resulta muy difícil y costosa,ya que las probetas ensayadas no suelen incluir las
. discontinuidades y los cambios litológicos del macizorocoso del que proceden. Para obtener una muestrarepresentativa sería necesario que tuviera unas dimen-
~ siones diez veces mayores que la distancia media entre, discontinuidades. No obstante, constituyen un com-plemento en la caracterización de los macizos rocososque se desean fragmentar.
. En la actualidad, las técnicas de caracterizacióngeomecánica más aplicadas son:
. - Sondeos, ~on recuperación de testigo y ensayosgeomecanlcos.
. TABLA 18.1
.
.
.
.
~
- Estudios estructurales de los sistemas de disconti-nuidades.
- Perfiles de sísmica de refracción.
- Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación.
- Diagrafías geofísicas en barrenos de producción.
- Toma de datos y tratamiento durante la perforaciónde los barrenos de producción.
2. REALlZACION DE SONDEOS CON RECU-PERACION DE TESTIGO V ENSA VOSGEOMECANICOS
A partir de los testigos recuperados en los sondeosse puede aplicar una de las clasificaciones más exten-didas, conocida por R.a.D. (Rock auality Designation,Deere 1968) que se define como el porcentaje de lalongitud de testigo recuperado en trozos mayores de10 cm respecto de la longitud de sondeo. Tabla 18.1.
Además, sobre esos testigos puede realizarse el en-sayo geomecánico de Resistencia Bajo Carga Puntual«15»,bien sea en posición diametral o axial, para esti-mar la Resistencia a la Compresión Simple «RC».
RC (MPa) '" 24 . 1, (50) (MPa)
Borquez (1981) determina el Factor de Volabilidad«Kv», de la fórmula de Pearce, para el cálculo de laPiedra, a partir del R.a.D. corregido por un Coeficientede Alteración que tiene en cuenta la Resistencia de lasDiscontinuidades en función de la apertura de éstas yel tipo de relleno, Fig. 18.1 YTabla 18.2.
TABLA 18.2
227
R.a.D. CALIDAD DE LA ROCA
0-25 Muy mala25 - 50 Mala50 - 75 Media75 - 90 Buena90 - 100 Excelente
RESISTENCIA DE LAS FACTOR DEDISCONTINUIDADES CORRECCION
Alta 1.0Media 0.9Baja 0.8
Muy baja 0.7
lA
.1-" I"'6'
'c><?>
. lO (f?ODf;:;
1.6
15
13'-
y = Q + b In X12
"
~ 10Q
::;iD 0.9<t--'~ 08
WQ
0.7'"O...." 0.6<tle
05
QA
0.3
0.2 CALIDAD OF LA ROCA
0.1
00O
DESIGNACION DE LA CALIDAD DE LA ROCA EQUIVALENTE -RQDE (%)RQDE = RQD x FACTOR DE CORRECCION
Figura 18.1. Factor de vo/abilidad (Kv) en función del
indice de calidad RQOE.
1200
1100
~6, 1000
oLL 900Z""
~ 800
ou¡¡: 700Uw"-
tG 600
o:o->::J 500UJZou 400
300
200
100
0,02 0,04 0,06 0,1 0,2 0,4 0,6 0,8 I
La compañía Steffen, Robertson and Kirsten Ud.(1985) utiliza para calcular el consumo específico deexplosivo, en las voladuras en banco, varios parámetrosgeomecánicos entre los que se encuentran el R.Q.D., laResistencia a la Compresión Simple (MPa), los ángulosde Fricción Interna y Rugosidad de las discontinuidadesy la Densidad (tlm3). Fig. 18.2.
Este procedimiento es de los pocos que tiene encuenta el efecto del diámetro de los barrenos (mm) odistribución espacial del explosivo sobre el consumoespecífico de éste en la voladura.
3. CARACTERISTICAS DE LOS SISTEMAS DEDISCONTINUIDADES
Las principales informaciones cuantitativas que sepueden registrar de las discontinuidades son:
- Orientación (buzamiento, definido por la dirección desu inclinación y el propio valor de ésta).
- Espaciamiento (distancia perpendicular entre dis-continuidades adyacentes).
- Persistencia (longitud de los segmentos observablesde las discontinuidades).
- Rugosidad (ondulaciones con relación al planomedio de las discontinuidades).
- Resistencia de las paredes (a compresión en losbordes de las discontinuidades).
- Abertura (distancia entre los dos bordes de la dis-continuidad).
4 40 60 80 100 4002006 8 10 20
x= DENSIDADxTAN(0+i)xVRc x(DIAMETRO BARRENO/lOd(115-RQDJ/3,3
Figura 18.2. Cálculo del Consumo Específico de explosivo en función de diversos parámetros geomecánicos del macizo rocoso.
- Relleno(existenciao node algúnmaterialintercala-do entre los dos bordes).
- Percolación (ocurrencia o no de flujo de agua en elinterior de la discontinuidad).
- Número de familias (número de grupos diferentes dediscontinuidades con características comunes).
- Tamaño de bloques (dimensión de los volúmenesrocosos separados por la intersección de las discon-tinuidades de un macizo).
228
Las más importantes, desde el punto de vista delarranque, son el espaciamiento y la orientación.
Las principales técnicas de registro de datos hacenuso de «scanlines» (o líneas de muestreo) con el fin deobtener todas esas informaciones.
A partir de los datos recogidos en los registros delíneas de muestreo en superficies accesibles es posibleobtener representaciones gráficas de gran interés, talescomo:
./ V
/./"
//"./
.//
./"
./"
VV.//
//
V/
/"
./
//
MUY M"LA MAL"1
MEDIA BUENA ! EXCE-I
¡LENTEIí I
1 I I 1 I I I I ,10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
- Proyecciones hemisféricas o estereográficas, deigual área (Schmidt-Lambert) o de igual ángulo(Wulff).
- Rosas de dirección de discontinuidades.- Histogramas de frecuencias de tamaños y de espa-
ciamientos de discontinuidades, en su totalidad, oseparadas por familias.
Por medio de estas representaciones es posible esta-blecer el número de familias de discontinuidades pre-sentes en un macizo rocoso dado, así como los valoresmedios y las dispersiones de sus propiedades másrepresentativas.
Complementariamente a los levantamientos pormedio de líneas de muestreo pueden ser efectuadosUnos sondeos orientados, con recuperación de testigosy en los que pueden ser aplicadas las técnicas de mues-treo integral (Rocha, 1967) o una inspección por mediode cámaras de filmación (Burwell y Nesbitt, 1964).
Todas las informaciones sobre la fracturación de losmacizos rocosos pueden ser procesadas para obtenerla composición de los bloques existentes en un volumendado del macizo.
Para tal propósito, existen diversas técnicas de cálcu-lo informatizadas, tales como:
- Determinación de los bloques unitarios, a partir delparalelepípedo formado por la intersección de lastres familias principales de discontinuidades, conoci-das sus orientaciones dominantes y espaciamientosmedios (Attuvell y Farmer, 1976).
- Cálculo de los volúmenes de los bloques definidospor las intersecciones múltiples de las discontinuida-des, creando una curva de distribución granulométri-ca (Programa COMPART, da Gama, 1986).
- Estimación de la distribución de los tamaños de los
bloques, por medio de representaciones estereográ-ficas (Villaescusa y Brown, 1991).
Un indice que suele obtenerse con frecuencia es elconocido por "Volumetric Joint Count, J." que sedefine por el número total de juntas por metro cúbico,obtenido al sumar las juntas presentes por metro paracada una de las familias existentes.
TABLA 18.3
La relación entre el índice «Jv" y el «R.a.D." es, deacuerdo con Palsmtrom (1974), la siguiente:
R.a.D. = 115 - 3.3 Jv Para Jv < 4,5 , R.a.D. = 100
Según la orientación de esas juntas, los bloquesconformados in-situ presentarán diferentes geome-trías, afectando doblemente a la fragmentación de lavoladura y a la dirección de salida más útil de la pega.
En la figura 18.3 se estima el volumen aproximado delos bloques a partir del Jv Y de la relación de las tresaristas características de los mismos.
~~~ul;¡1'3" ,'o
~,-.,.~",\~11212
r=~,
W ~¡ 100 ~ 13,' ,.,LV
-s .0 ~", \ "
LtJ'o ~, v'~ro
L'(¡o0, , .,".o . ,
~ ~,"(J
o~ I
e i 'GO
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~ ISa3o> .-
~
I ...
O.'! 0,0'
.... ... , ,
"'M<IIOTOTAL.. """"'. """ ~'M
Figura 18.3. Estimación del volumen de los bloques in situ.
Un intento por considerar las discontinuidades estruc-turales en el sistema de diseño de las pegas es el debi-do a Ashby (1977), que relaciona la frecuencia de frac-turas y la resistencia al cizallamiento de las mismas conel consumo específico de explosivo, Fig. 18.4.
CONSUMO ESPECIFICO'
ANFO OMA
*:;';1;*
M"MCONSUMO ESPECIFICO o 0.56 A-To. (0.;)
(Ko- ANFO/m') V~::¡~~~~ONDE
A-. DENS'DAD DE LA ROCA
0 . ANGULODE FRlce'ON 'NTERNO
i .ANGULO DE RUGOS'DAD
Mi .." M
'Po' 2,5 /m'FRECUENCIA DE FRACTURACION
( F 'octUnI' I me'nI)
Figura 18.4. Correlación entre la frecuencia de fracturación yel consumo específico de explosivo.
229
JvCARACTERISTICAS
DEL MACIZO
<1 Bloques masivos1 - 3 Bloques grandes3 - 10 Bloques tamaño medio
10 - 30 Bloques pequeños> 30 Bloques muy pequeños
Lilly (1986, 1992) ha definido un Indice de Volabilidad"BI» (Blastability Index) que se obtiene como suma delos valores representativos de cinco parámetros geome-cánicos.
BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
Este índice se aplicó por primera vez en las minas dehierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamenteblandas con un valor de BI = 20 Y también rocas masi-vas muy resistentes con un valor BI = 100, que tienenuna densidad de 4 t/m3.
En la Tabla 18.4 se indican los factores de pondera-ción de cada uno de los parámetros.
TABLA 18.4
El Ratio de Influencia de la Resistencia "RSI» se esti-
ma a partir de la expresión:
RSI = 0,05 . RC
donde:
RC = Resistencia a la compresión simple (MPa).
Los Consumos Específicos de explosivo "CE» o losFactores de Energía "FE» se calculan con la Fig. 18.5o las expresiones
CE (kg ANFO/t) = 0,004 x BI óFE (MJ/t) = 0,015 x BI
230
De las numerosas experiencias llevadas a cabo enAustralia se ha llegado a la conclusión de que el Factorde Roca del modelo Kuz-Ram de Cunninghan (1983)puede obtenerse multiplicando "BI» por 0,12.
o 0.5U.Z<fW 0.4oou¡¡:::: 0,3-,U'"~:I
TABLA 18.5
entre los índices de volabilidad y los consumos específi-cos de explosivo, siendo el explosivo patrón o de refe-rencia un hidrogel con una velocidad de detonación de3.800 mis.
TABLA 18.6
TABLA 18.7
4. SISMICA DE REFRACCION
La.sprimeras aplicaciones de la sísmica de refrac-ción al diseño de voladuras fueron llevadas a cabo por
Broadbent (1974), Heynen y Dimock (1976), que rela-cionaron el consumo específico de explosivo con lavelocidad sísmica de propagación. Fig. 18.6.
oUlJ..(3Wo-(f) 0.1W
0.3
,olJ..Z<:('"~ 0.2
MALAFRAGMENIrAC/ON
o:::;;=>(f)zou
o 1.000 2.000 3.000 4.000
VELOCIDAD SISMICA Vs (mis)
5.000
Figura 18.6. Correlación entre velocidad sismica y consumoespecifico de explosivo.
Como puede observarse, conforme aumenta la velo-cidad sismica se requiere una mayor cantidad de ener-gía para una fragmentación satisfactoria. Es amplia-mente conocido el criterio de acoplamiento de impe-dancias (Velocidad de propagación en la roca x densi-dad de la roca = Velocidad de detonación x densidaddel explosivo) en el intento de maximizar la transferen-cia. de energía del explosivo a la roca.
Este método ha tenido gran éxito en diversas explo-taciones donde se han llegado a reducir los costes deperforación y voladura hasta un 15%.
231
PARAMETRO RANGO DE VALORES
1. Densidad 1,3 - 1,6 1,6 - 2,0 2,0 - 2,3 2,3 - 2,5 >2,5
Ratio 20 15 12 6 4
2. Espaciamiento entre discontinuidades (m) < 0,2 0,2 . 0,4 0,4 " 06 0,6 - 2,0 >2,0
Ratio 35 25 20 12 8
3. Indice de resistencia bajo carga puntual (MPa) < 1 1 - 2 2 - 4 4 - 6 >6
Ratio 25 20 15 8 5
4. Orientación de los planos de discontinuidad Buzando Rumbo con Rumbo Buzando Horizontalhacia el ángulo normal contrafrente agudo con al el
respecto frente frenteal frente
Ratio 20 15 12 10 6
FACTORES DE AJUSTE VALOR
1. Grado de confinamiento
Muy confinada -5Razonablemente libre O
2. Esbeltez del banco
Longitud del barreno/Piedra> 2 O
Longitud del barreno/Piedra < 1,5 -5
Longitud del barreno/Piedra 1,5-2 -2
CONSUMOESPECIFICOINDICE DE VOLABILlDAD DEEXPLOSVO
(kg/m')
80-85 0,2 - 0,360-70 0,3 - 0,550-60 0,5 - 0,640-50 0,6 - 0,730.40 0,7 - 0,8
5. TECNICAS GEOFISICAS DE SONDEOS DEINVESTIGACION
La realización de sondeos de investigación con o sinrecuperación de testigo para proceder a su testifica-ción geofísica tiene los siguientes inconvenientes:
Tiempo invertido importante y coste elevado.Equipo de perforación y testificación adicional.
Por ello, este procedimiento no es usual en las ex-plotaciones, salvo en zonas donde vayan élconstruirseinstalaciones importantes: plantas de tratamiento,parques de almacenamiento, etc., o en aquellos casosdonde la instrumentación está infrautilizada y puedeemplearse con otros fines, como es el de arranque derocas con explosivos.
6. TESTIFICACION DE LOS BARRENOS DEPRODUCCION
Este procedimiento es relativamente simple, rápido yseguro, ya que se estudia la totalidad de la voladura ysólo requiere la inversión en el equipo de testificación.
Los avances tecnológicos que se han producido enla fabricación de aparatos de testificación permitendeterminar actualmente:
- La posición de estratos de material blando, comocapas de carbón o intercalaciones de materialesalterados.
- Variaciones en la resistencia de las rocas, y- El espaciamiento de juntas y planos de disconti-
nuidad.
Los métodos de testificación más usuales son:
- Velocidad sónica.
- Densidad.
- Radiación natural.
- Calibre.
En la Fig. 18.7 pueden verse las respuestas obtenidasen una formación con una intercalación dura.
Actualmente, hay pocos datos disponibles para corre-lacionar los valores obtenidos en las diagrafías con lascaracterísticas de la excavación. No obstante, Hagan yGibson (1983) establecieron, basándose en su expe-riencia, la clasificación de la Tabla 18.8.
232
DENSIDAD
\\
GAMMANATURAL
II
1f,111,
CALIBRE
\'1
\f1
(
!,~
ROCADEDUREZA MEDIA r
¡
{§
:f..-r
f-{~~
r" di,f
~."\
rj
¡jr
Figura 18.7. Ejemplo de diagraflas obtenidas y distribu-ción de cargas de explosivo en presencia de un nivel de
roca dura (Hagan y Gibson).
VELOCIDAD
SONICA(mis)
< 1.500
1.500.2000
2.000 - 2.500
2.500 - 3.000
> 4.500
TABLA 18.8
CARACTERISTICAS DE LA EXCAVACION
Estratos excavables por mototrai-lIas, grandes dragalinas, excavadoras orotopalas sin voladuras.
Ripado fácil. Excavación de estratos sinvolar, algo difícil para dragalinas, excava-doras o rotopalas.
Ripado algo costoso. Voladuras lig&ras(e. g. grandes esquemas, grandeslongitudes de retacado, bajos consumosespecíficos) pueden ser necesarias paralas grandes dragalinas, excavadoras orotopalas.
Se precisan voladuras ligeras.
Se precisan voladuras fuertes(e. g. esquemas de perforación cerrados,pequeñas longitudes de retacado, altosconsumos específicos).
7. CARACTERIZACION DEL MACIZO RO-COSO DURANTE LA PERFORACION DEBARRENOS
Existen en la actualidad aparatos que se han desa-rrollado para determinar el rendimiento de la perfora-ción. Por ejemplo, el sistema Empasol, fabricado por laempresa francesa Soletanche, el norteamericanoG.L.I., etc.
La utilización de estos sistemas permite:
- Evaluar el rendimiento del equipo y método deperforación utilizado.
- Ayudar a la planificación minera.- Detectar fallos en la perforadora y el manejo inade-
cuado de la máquina, y- Constituye una herramienta de investigación, tanto
en la optimización de la perforación Fig. 18.8,comoen la detección de pequeñas variaciones en laspropiedades de las rocas.
Figura 18.8. Efecto del empuje y la velocidad de rotaciónsobre el coste de perforación.
Este sistema es el más interesante ya que la inversióna realizar es pequeña y permite obtener los datos du-rante la propia perforación.
Los registradores pueden controlar diversas varia-bles entre las que destacamos:
- Presión del aire comprimido.- Par de rotación.
- Empuje sobre la boca.- Velocidad de rotación.
- Velocidad instantánea de penetración.- Vibraciones en el mástil.
- Esfuerzos de retención de la sarta de perforación.
- Aceleración producida por la energía reflejada porel terreno, y
- Tiempo de perforación.
Los valores registrados permiten obtener una ima-gen completa de la respuesta del terreno. Algunos ín-dices que se utilizan en la actualidad son los siguien-tes: "
a) Indice de energía de rotación
IE=~NrVP
donde:
Tr = Par de rotación:Nr = Velocidad de rotación.VP = Velocidad de penetración.
b) Indice del grado de alteración
lA = 1 + !..Eo
VP
VPo
donde:
E = Empuje sobre la boca de perforación.VP = Velocidad de penetración.Eoy VPo= Valores máximos de E y VP.
"70
c) Indice de resistencia del terreno a la perfora-ción
IR = E x ~VP
donde:
E = Empuje sobre la boca.Nr = Velocidad de rotación.VP = Velocidad de penetración.
Los parámetros más interesantes son lavelocidad depenetración y el par de rotación. 'En rocas con altaresistencia a la compresión se obtendrán velocidadesde penetración pequeñas ylos pares de rotación seránrelativamente altos, salvo que exista un espaciamientode fracturas pequeño en comparación con el diámetrodel barreno.
Cuando se atraviesa una capa de arena, arcilla, rocamuy alterada o fisurada, la velocidad de penetraciónaumentará y se precisará un par de rotación bajo,siempre que el caudal de aire sea suficiente para eva-cuar adecuadamente los detritus. El empuje y el par derotación se combinarán para obtener el rendimientoóptimo.
Cuando se realiza la perforación de estratos conresistencias muy variables, se observarán variacionesimportantes de la velocidad de penetración. Fig. 18.9.
Este tipo de registro reflejará:
- La facilidad relativa con que la roca va a.ser frag-mentada en la voladura, y
- La distribución de explosivo correcta para obtenerunos resultados óptimos.
A continuación, se analizan los campos de aplica-ción de esta técnica en distintos tipos de yacimientos.
233
,,~c~ ~,,~,-,c"'~"'~
~¡""-
RETACADO
~
CARGAj ROCA DURA
CARGA
VELOCIDAD DEPENETRACION
Figura 18.9. Formaciones con resistencias variables (Hagany Reid).
7.1. Yacimientos de carbón
En los yacimientos de carbón, el recubrimiento está
constituido normalmente por estratos que tienen re-sistencias muy variables y por ello, esta técnica demonitorización tiene un futuro muy esperanzador.
Los datos que se obtienen de las diagrafías son:
- Los espesores de las capas que poseen distintasresistencias.
- La profundidad exacta del techo y muro del carbón.
Cuando un estrato competente yace bajo una zonaalterada del mismo material o de un sedimento no
consolidado, será necesario cargar sólo el tramo infe-rior por debajo del contacto. Fig. 18.10.
SEDIMENTOS BLANDOS
RICOS EN ARCILLAS
ESTRATO
COMPETENTE
CAPA
Figura 18.10. Distribución de carga en estrato duro con zonade alteración (Hagan y Reid).
Donde existe un estrato potente de material blando omuy deformable, por ejemplo arenas, entre otros deroca competente, si se hace una carga continua a lolargo de un barreno:
234
- Los gases se expandirán rápidamente hacia la zonadeformable, y
La caída rápida de la presión del gas en la capacompetente provocará una mala fragmentación,escaso esponjamiento y desplazamiento de la pila.
La colocación de un retacado en el nivel blando,evita el descenso brusco de presión y el dispendiosubsiguiente de la energía de la explosión.
RETACADO
ESTRATO
SLAN DO----- ~EXPLOSIVORETACADOINTERMEDIO
EXPLOSIVO
Figura 18.11 Localización del techo de la capa de carbón yempleo de retacados intermedios al nivel de una intercala-
ción blanda.
7.2. Yacimientos metálicos
En este tipo de explotaciones se pueden dar lossiguientes casos:
a) Voladuras en el contacto estéril-mineral.En la Fig. 18.12 se ve un tajo de voladura que con-
tiene estéril de resistencia media, mineral alterado ymineral de alta resistencia.
FRENTE
. .. . .
ESTERIL. . .
\. \.\,. . . \. . . .
MINERAL \ MINERAL DURO. . .J. . .BLANDO /
e e e leI
.. . . . .
. . .
Figura18.12. Voladura en un tajo con tres materiales decaracteristicas diferentes (Hagan y Reid).
En un caso tan complejo es posible modificar elesquema de perforación, pero ello requeriría un reco-nocimiento de los contactos previo al replanteo de lavoladura. El procedimiento más adecuado consiste enestandarizar el esquema de perforación y modificar lacarga de los barrenos de acuerdo con un registro de lavelocidad de penetración, tal como se indica en la Fig.18.13.
El empleo de este sistema aporta las siguientes ven-tajas:
- Evita un gasto excesivo de explosivo en formacio-nes blandas.
¡
Q"Q¡¡Z::>"-o'"<l.
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L J T',-/
~<)O'Qv'<-
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00«-0
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~~<J/
"
,
'
jRETACADO
://
EXPLOSIVO
./
------- _Nl"-E!--"'!'?Q-
Figura 18.13. Oiagrafla de la velocidad de penetración ydistribución de carga en los tipos de roca de la Fig. 18.12
(Hagan y Reid).
- Incrementa el rendimiento de la fragmentación porunidad de peso del explosivo.
- Aumenta el control sobre los efectos perturbadoresde las voladuras: vibraciones, onda aérea, proyec-ciones, sobreexcavaciones e inestabilidad de talu-des.
b) Bolos dentro de una matriz blanda.Si se tienen bolos dentro de una matriz blanda de
naturaleza plástica como la arcilla, la onda de tensióncreada en la voladura tiene una atenuación intensa enesoS materiales.
Cuando un barreno atraviesa un bolo y en esa zonano se dispone de explosivo, ese bloque se encontrarádespués intacto en la pila de escombro,Foto 18.1,yharáque la carga sea difícil y sea preciso realizar voladurassecundarias.
Foto 18.1. 'Bolo de granitb dentrQde una matriz arcillosa enMeirama.
Mediante el registro continuo de la perforación sepodrán conocer los barrenos que atraviesan bolos ydeterminar las profundidades de entrada y salida deesos bloques, procediendo a la carga espaciada y se-lectiva del explosivo. Fig. 18.14.
CARGA INCORRECTA CARGA CORRECTA
MATRIZ BLANDA
Figura 18.14. Fragmentación de bolos dentro de matrices dematerial plástico (Hagan y Reid).
c) Cavernas o coqueras.Las cavernas se producen por disolución de la roca
primaria por el agua subterránea o por otros procesos.Algunos materiales de hierro y calizas presentan cavi-dades de hasta quince metros, con una distribuciónaleatoria.
\0\'te,pp",""c",,¡
-------------------- ,_N'!y~L_q¡o:.h.!>~,,-O_-
----EXPLOSIVO
Figura 18.15. Sistema de carga en un barreno que intersectauna gran coquera (Hagan y Reid).
El registro continuo de perforación, permite:
- Localizar los barrenos que intersectan cavidades.
- Conocer las profundidades de entrad.a y salida delos huecos.
y a continuación proceder a:
235
- Cargar adecuadamente los barrenos que intersec-tan las cavidades con espaciadores.
Cargar los barrenos adyacentes con explosivos dealta potencia para compensar la pérdida de energíaque provocan las citadas oquedades.
8. INTENTOS DE CORRELACION DE INDICESDE PERFORACION CON LOS PARAME-TROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS
Teniendo en cuenta que la perforación de una rocaconstituye un proceso de rotura de la estructura de lamisma en el que influyen numerosos factores geome-cánicos, parece lógico que el diseño de las voladurasdebiera basarse en los índices de perforación.
En este sentido, se han desarrollado los siguientestrabajos de investigación:
- Praillet (1980).
- Leighton (1982) con el índice "R.O.I.»
- López Jimeno, E. (1984) con el índice «Ip».
8.1. Praillet
R. Praillet calcula la resistencia a compresión de laroca a partir de la velocidad de penetración, empuje,velocidad de rotación y diámetro. A continuación, me-diante una ecuación de tercer grado, determina el valorde la piedra en función de:
- Altura de banco.
- Densidad de carga del explosivo.
- Velocidad de detonación del explosivo.
- Longitud de retacado.
- Resistencia a la compresión.
- Constante que depende del tipo de máquina decarga empleada: excavadora de cables o dragalina.
La ventaja de este sistema es que calcula el esquemade perforación en función de variables conocidas deantemano, salvo la resistencia a compresión que debeser estimada de datos previos.
Por el contrario, el inconveniente es que dado que laresistencia a compresión es determinada a partir de losparámetros de perforación, el esquema se establecedespués de haber perforado algunos barrenos, por loque el método sólo es válido en formaciones muy ho-mogéneas.
8.2. Indice R.a.!.
Mathis (1975) propuso un índice que denominó"R.O.I.» (Rock Ouality Index):
t01 - E-
R. ..- hL
236
donde:
Eh = Presión hidráulica de la perforadora.t = Tiempo de perforación del barreno.L = Longitud del barreno.
La primera aplicación práctica del "R.O.I.» fue de-sarrollada por Little (1975), intentando correlacionarlos datos de la perforación rotativa con el diseño geo-técnico de los taludes finales de las cortas.
La investigación llevada a cabo demostró una escasafiabilidad debido a las técnicas de registro y a la falta desensibilidad en cambios de litologia muy próximos.
Leighton (1982) procedió a una identificación delas rocas existentes en la mina de Afton (Canadá)mediante el «R.O.I.» utilizando una perforadora rota-tiva S.E. 40-R trabajando a 229 mm (9") de diámetro.
A continuación, hizo un estudio de correlación entreel "R.O.I.» y el consumo específico óptimo de explo-sivo para las voladuras de contorno, obteniendo uncoeficiente de correlación r = 0,98. Fig. 18.16, para lasiguiente curva ajustada.
Ln(CE) - R.O.!. - 25.0007.200
donde:
CE = Consumo específico (kilogramos de ANFO/tonelada).
R.O.!. = Indice de Calidad de la Roca (kPa.min/m).
E"-c:E
Ln CCE.)=RQI- 25.0007.20.0
o 8.000O-:.::
8 7..000oa::
--' :5 6.0.0.0e wa:: o
~ ~ 5..0.00'o--1~U 4.000.wowS2 3.000'oZ
2.26.0 ..o
o
o/
11. .
A BUENas RESULTADas
o DIFICULTAD EXCAVAClaN.PRaYECClaN EXCESIVA ysaBREEXCAVAClaN
.0.02 .0..04 .0..06 .0..08
CONSUMO ESPECIFICO-ANFO CKg/t)
Figura 18.16. Correlación entre el «R.Q.I.» y el consumoespecífico (Leighton).
Pero la utilización del «R.O.I.» presenta las siguien-tes limitaciones:
- Se emplea la presión hidráulica de la máquina, por~0
4
~
~lo que los datos utilizados dependen del tipo ymodelo de perforadora.
~ - No interviene el diámetro de perforación.No se tiene en cuenta la velocidad de rotación.
~ De esta forma, los resultados obtenidos en la minaAfton sólo son utilizables en aquellas explotacionesdonde:
. - Se disponga de una perforadora modelo S.E. 40-R,y
. - Se perforen barrenos de 229 mm.
~ 8.3.
LópezJimeno,E. (1984),teniendoen cuenta las limi-taciones del «R.Q.!.» propuso un índice de caracteriza-
~ ción de las rocas en el que se combinan los siguientesparámetros de perforación:
Indice de perforación Ip
~ VPE
Nr
~ O
= Velocidad de penetración (m/h).= Empuje sobre el tricono (miles de libras).= Velocidad de rotación (r/min).= Diámetro de perforación (pulgadas).
El índice responde a la expresión:
VP
Ip = E x Nr02
PARTEDIARIO
En el cálculo de este índice hay que tener en cuentaque:
- El tipo de tricono empleado sea el más adecuado ala formación rocosa que se pretende perforar.
- Se disponga del caudal de aire de barrido sufi-ciente para la evacuación correcta de los detritus deperforación.
- Se eliminen en su determinación los tiemposmuertos de: posicionamiento de la perforadora,cambios de barras, etc. Es decir tomar la velocidadneta de penetración.
Para la recopilación de todos los datos se. podráutilizar un modelo de parte como el que se indica en laFig. 18.17.
Como la velocidad de penetración depende de lasresistencias a compresión, tracción y cizallamiento, elíndice «Ip», que es directamente proporcional a «VP»,contendrá implícitamente tales características geo-mecánicas, pudiéndose correlacionar con el consumoespecífico o factor de energía del explosivo empleadoen las voladuras en las que se obtiene una fragmenta-ción adecuada. Fig. 18.18.
El análisis estadístico de regresión de los datos denumerosas minas, ha permitido establecer la siguienteecuación:
CE (kg ANFO/m3) = 1,124 x e-O.5~2~ Ip (r = 0,92)
MAQUINA:
DE PERFORACION
RELEVO'
FECHA: - 1.Ji6.
DIAMETRO'-
HORAS TOTALES PARO
Figura 18.17. Parte de perforación.
237
w . o :g 2o W--J 0<1. .. .. z E <[2- 5 00 .. PERFORABllIOADw '" " WW ;:¡zo .. 99E z WWw<>' W W DE.. ..A o'" " os SERVACIONES> o'" 9;> ..o ul-'- " uuá. 0° o¡¡; HvIf)W 0° ::> '" .,; ,," o"'Ef-':'-- '3¡:! :g ..!'! '"
d :'i o 1-" '" 2 .J2- .. . WZ '" .. W'" ;: 8 M O MD«o zm '" '3 _w W", PST "'° D'- " Z'"z> W .. >.. >'" D.U
PAROS OPERACION PAROS MECANICOS ESPECIFICACIONES AVERIAS:
Tiempo traslado operación Hora exacta arranque de la máquona
Tiempo cambio tricDno Tiempo reparaciones ---'-----
Tiempo falta de trabajo Tiempo espera mecánicos
Tiempo limpieza máquina Tiempo engrase
Tiempo trasLado maquinista Tiempo traslado m e canica
Tiempo cambio adaptador Otras causas de paro
FIRMA MAQUINISTA.
JADAS
4
a.......
'.
zQ 3<.)«a::OlJ..a::
g: 2WO
W<.)¡SIZ
0,1 0,2 0,3 oA 0;5 0;6 0;7 0;8 0;9 iCONSUMO ESPECIFICO-ANFO (Kg/m')
1;1
Figura 18.18. Correlación entre el índice «Ip" y el consumo específico (L. Jimeno).
La gama de rocas chequeada oscila entre las muyblandas, como el recubrimiento superficial de Puerto-llano, hasta las muy duras, como el pórfido cupríferode Palabora. Hay que señalar que la toma de datosfundamental se realizó en la explotación de Meiramacon esquistos y granitos con grados de alteración muyvariables.
CONSUMO ENERGETICO
~ TIPOS ~X"hOSIVO-"
o PROPIEDADES
o SELECCION DE CARGA
La expresión anterior que liga el consumo específicocon el índice de perforación «Ip», constituye una he-rramienta muy eficaz en el diseño y cálculo de lasvoladuras ya que permite:
OPCION ?
- Determinar el esquema de perforación. Figs.18.19 y 18.20. I~ALTURA DE BANCO (HI I
I~ olAMETRO DEL BARRENO (011
I~PRoPIEDAoES DE LA ROCA II~ALTURA DE BANCO (HI I
- Calcular la carga óptima de un barreno perforadosegún un esquema establecido. Figs. 18.19 y18.21. Y
- Crear un modelo de optimización de voladuras enbanco. Fig. 18.22.
!~ESQUEMA NOMINAL (B, SI I ~ DIAMETRO DEL BARRENO (DI I
- Caracterización geotécnica de los materiales de lacorta.
- Diseño de taludes de corta.
- Determinación del diámetro de perforación y ca-racterísticas de la perforadora en función de:
. ,I ESCRITURA DE RESULTADO~
RETACAoO (TI ySOBREPERFORACION (JI
CARGA POR BARRENO Qe, I
Otras posibles aplicaciones del índice Ip son:
Figura 18.19. Cálculo de esquemas de perforacióny cargas de explosivos a partir del Ip (L. Jimeno).
. Producción requerida, y
. Resistencia de la roca.. Cálculo de rendimientos y costes de molienda.
a) Como método de cálculo del esquema de vola-dura, tiene en cuenta los siguientes datos:
Geométricos
Las ventajas que reporta la utilización del índice deperforación «lp» en un modelo de cálculo de vola-duras son las siguientes:
- Altura de banco.
- Diámetro de perforación.
238
IIIIIIWIIIliIIIUIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIUlIIIIIlliIm¡¡¡;;¡;jF"""=,,,,"
~
t~------------ , -,.-- ., - ,.-."-""--'
t
PROGRAMA DISVOLCALCULO DE ESQUEMA------------------------------------
DATOS
t -----DIAMETRO DE PERFORACIoNALTURA DE BANCO
_INDICE DE PERFORACIONEXF'LOSIVOSDENSIDAD DE CARGA
~VELOC. DETONACJON,DIAMETRO DE CARGA
311.0015.000.35
1'1.1'1
M
(1)(2)0.804000
311.00
1. 35(G/CC) =(11/5)(11. M)
4700311.00
- ~~:~==:'~::
~ LONGITUD DE PERFORACIoN =, LONG. RETACADO SUPERIOR =LONG. RETACADO INTERMEDIO=LONG. SOBREPERFORACIoN
~L,
ONG. CARGA INFERIOR E-1, LONG. CARGA INFERIOR E-2 =
LONG. CARGA SUPERIOR E-2 =
CARGA INFERIOR E-1
~ CARGA INFERIOR E-2CARGA SUPERIOR E-2C A R G A T o TAL
~ F'IEDRA, ESF'AC 1AM 1ENTO
VOLUMEN POR BARRENORENDIMIENTO PERFoRACIoN
. CONSUMO ESPECIFICO (ANFO)=
844.02 (MC)86.89 (MC/M)
O. 'í] (f<e,/MC)
. Figura 18.20. Cálculo del esquema de la voladura a
partir del «/p'"
.- Sobreperforación, fijada en función del diá-
metro.
- Retacado, en función de «Ip».~
Propiedades de la roca y del macizo rocoso
~ Este es el punto más importante y el que lodiferencia como método del resto de las fórmulasclásicas existentes que sólo consideran algunapropiedad pu ntual de la roca,~
~
Explosivo
~
La determinación del consumo específicoreferido a un explosivo base como el ANFO, per-mite una mejor aplicación y aprovechamiento deesas sustancias, pudiendo expresarse en kg/m3 oen cal/m3.
El cálculo del esquema de la voladura a partirde la información recogida de la perforadorapuede hacerse:
~
~- Mediante los valores suministrados por
los fabricantes de triconos a partir de
--- ,--- ,-,--- - -- -..---
PROGR~,MA JD J[ ~~VDL-
CALCULO DE CARGAS,..---.m, , --"'- ,,~~ 0='" ,,== ==, ,=,= ==, -~=, =,= =======,= =
DATO:"
D1 r~11e:TFdJ me: F'e:I':1Uhi',C 1 CII'I
r~L_Tlm?\ DE Brd'KTr
Il'mICE DE F'ET':I'UI':,"ii::IUI\1
2:2';>.00 1'1" 1'1.
15.00 M.3.00B.. "jO9. :50l. BO
¡C-IEDW',ESF(,C 1 1\1"1¡ ¡:X',ITU:30f;f,[f'e:l~i-I.JHi",C ]
~1.1'1.1'1..
¡::XF'CCJ::;1DENSIDAD DE CARGA (G/CC)VELOC. DETONACION (M/S)DIAMETRODE CARGA (M.M)
(2)
0.80
4000
22'7. 00
(1)
1" ~X'
4500
229.00
[":E~,iUL.T {,,[)U~,i
,, ,
L.UNGITUD DE IONLONG. hETACADO IOH ~
LIJr'jG. RETACféDU 11'1"1'1,1-:1"le:DIIJ'"'
1",.130 (1'1)(1"1)(11)
10. :,,(,0.00
LONG. CARGA INFEHIOR E-JL.UNG. CARGA INFEh E-2LONG. CARGA SUPERI E-2 ~
1.07':;.,'1-11)..00
(m(1"1)(1-1)
CARGA INFERIOH e 1CARGA INFERIOR E-2CAI':13A SUF'[f': 1 e¡¡." F-:::'e 11 h G (:\ 1 U 1 H i..
,',,3. 1617¡;;. ~¡6
0.002,":1.'7::::
U:Ti)(I<e;)(I<U)(I«i)
VULUMEN POh BARRENO
RENDIMIENTU PERFOHACION
1211.~::57:~. O';>
(I"IC)
(J"ICI~I)
CONSUMO ESPECIF] «(rI\IFD) "',0.20 (VU/~1C)
Figura 18,21. Cálculo de las cargas de explosivo paraun esquema prefijado.
muestras representativas en la etapa de
proyecto o de ampliación a una zona sindatos previos. "
- Mediante la interpolación a partir de datosrecogidos en una explotación en marcha,
b) Es el único sistema de cálculo que permite deter-minar la carga de explosivo por barreno, cuandolas características de la roca son diferentes a lassupuestas cuando se efectuó la perforación. Es unprimer paso para la optimización de los consumosy selección de los agentes explosivos más ade-cuados para el trabajo a realizar.
c) Es un método fiable, ya que está basado en unanálisis estadístico de una muestra amplia en elque se ha obtenido para la curva ajustada un coefi-ciente de correlación próximo a la unidad, sobreun colectivo muy variado de rocas y explotaciones.
d) Combinado con un sistema de registro continuode la perforación y un microprocesador se puedeampliar la gama de posibilidades de utilización,como se ha indicado anteriormente.
239
17.48 (M)7.7'7 (M)0.00 (M):Z.4L'J (m
2.48 (1)7.22 (M),::,00 (1)
255.15 (f::G)439.07 (I<G)
0.00 (KG)694.22 WG)
6.99 (1)8.04 (1)
EQUIPO DE PERFORACION
SELEWONADO
CQNSUMO ENERGEnDO
DE LA VOLADURA
ESQUEMA DE PERFORACIONy TECNlCA O€ VOLADURA
SIMULACION DE LAFRAGMENTACION(MODELO)
EVALUACION EN CAMPO DELA FRAGMENTACION
NO
NO
Figura 18.22. Estructura del modelo de optimizaciónde costes (L. Jimeno).
9. SISTEMA DE GESTION DE DATOS DE PERFO-RACION EN TIEMPO REAL
Recientemente, en la mina de carbón de Encasur enPuertollano se ha puesto a punto un sistema de registrode datos de operación en tiempo real de una perforado-ra rotativa.
El conjunto de variables controladas es:- Variables todo/nada:.Motor de la perforada en marcha SI/NO
. Torre abajo SI/NO
. Aire en barreno SI/NO
. Empuje en barreno SI/NO- Variables analógicas:
. Desplazamiento de la máquina. Desplazamiento de la cabeza de perforación.Velocidad de rotación. Par de rotación
. Fuerza de empuje
Para la obtención de las variables anteriores de formaautomática se han dispuesto sobre la perforadora lossensores que se indican en la Fig. 18.23.
La configuración final del sistema de gestión se mues-tra en el diagrama de bloques de la Fig. 18.24. La esta-ción central está constituida por un microordenador quedispone de monitor en color, teclado expandido e impre-sora, que dispone además de un interfaz para la comu-nicación con el radioenlace.
240
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Figura 18.23. Situación de los sensores en la perforadora.
La unidad móvil sobre la máquina está constituida porlos captado res, la CPU y el transmisor-receptor deradio. Parte de la información obtenida es mostrada porel display durante la perforación, para ayudar al opera-dor. Los datos que aparecen son:
- Profundidad actual del barreno (m)- Velocidad de penetración (m/s)- Distancia del tricono al fondo del barreno
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Figura 18.24. Diagrama de bloques del sistema de monitori-zación y control de la perforación.
Con la información recibida en la estación central seelaboran diversos informes: lista de paradas, partes derelevo semanales o mensuales, etc. Además se obtie-nen gráficos analógicos de los barrenos en los que serepresentan los sigui~ntes parámetros:
- Velocidad de rotación- Par de rotación- Fuerza de empuje- Velocidad de penetración- Energía específica de empuje y de rotación- Energía específica total
Toda la información queda recogida en el disco durodel microordenador, pudiendo aprovecharse posterior-mente para el diseño de las voladuras, una vez caracte-rizados los materiales rocosos perforados.
IBIBLlOGRAFIA
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241
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
O~~~ :--- \J
~ c:::~- 01 .- --q)e C(~ 00
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\ \ !ZI.q q \seb2 ~.¡\ \ '\
q q 03\ \
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.
"-
---o.m. "m;..",,~ ""..~~_.-
.":::::: ::\ ~," " 1, " " . .::"'~l:":::¡>:':""",""" ',--:}"""'<J""""'L~-'¡J ,1, '.'. ;;'7., ~" ~ ~, ,BARRENOS DE 9ií'/ ZONA DE BAJA PRODUCTIVIDAD
BARRENOS
"--..
-- ~- - --- '\n ~ n \" " " \
.,.,..,.,;~~'---
'--
Figura 19,3. Zonas de baja productividad para excavadorasde cables.
'--
'--
'--
',--
'--
'-
'-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.
--'
../
../
../
;.
../
../
../ 9 - 10 11m3
../
../Figura 19.4. Triángulo de dimensionamiento de los equipos
de perforación, carga y transporte.
../
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
22 //
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//
// Uneo media
~/
~ 20"Oo'"
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Canteras
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8
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2
6 18 2412
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550
500 EÉ
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400 ;;j
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350 OQ:f-W
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'----
250'----
200
"--'
100
50
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.
s
-IIFfi~ f'1IF-IIF'IIEfi""'E}/""'E
----- ~-.
~
.~--IJ--- I -~-~
~ P<:: -.L -- :.--
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
'---
'---
"-
'-
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
.§7<!O::06wo::
5
4
3
2
50 100 I~O 200 250 .300DIAMETRO DE BARRENO (mm)
'-
',-
'--
'-
"-
'-
'-
'--..
Figura19.11. Dimensión de la piedra en función del diáme-tro de perforación.
"--..
'--
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 " """ ""~ .,
I I --- '.,'",<","""""""""-r;;;""I_"',,,, """"",,"""""'-' "
ZONA DE BOLOS ROCA / :Z~:A "
TRITURADA: :BOLOS
/ \ : ~, . . . . ., ': ,"'/'.--I---~---I---t-j '... ,.:,,--'? -1i"J7~""
SOBREEXCAVACION ROCA TRITURADA REPIE
PLANTA SECCION
ESPACIAMIENTO EXCESIVO ROCASALIENTE
REPIES
",=" """'-~"""<1'~"""~ "~ "~""",="""~"""".",.,,s,,," "'-""
ZONA OE BOLOS
/--""" "1" "-
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 " ABIERTO CON RAISE BORE oo.
V\ / IFRENTE ADICIONAL CREADO \
POREL PRIMERBARRENO \\\,~"
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,---~-_///
' /
.~
' /
Figura 19.15. Voladura de una chimenea (Hagan).
' /
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.
',,--
' '
10. TAMAÑO Y FORMA DE LA VOLADURA"'--..-
El tamaño de las,vQladuras debe ser tan grandecomo sea posible, pues se consiguen las siguientesventajas:
'---
- Disminución de los tiempos improductivos de los'---
'---
/ FRENTE~ -------
/
DIRECCION PRINCIPALDE DESPLAZAMIENTO
.2 1 /tI'<:" A B /-/
"'. '¡<::";'" ///'" 7'---', /
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'~"--j' l'~// \// .//4 4 5 6
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SECUENCIA
DE INICIACION . 5/
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.7 's
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.
i , I , i i : i ,i FRENTE ¡ , I , i
8" 8, 8, 8, 8, 8, 8" 80'Y" '~ "z "~, "~ "~ "z.," " , " , ' "
8" 8" '8, " '" '8, '" ." " ' , " " ," , "" ", " " ",8 '. "8 '8 ... '8 ". ... IFRENTE" " " , , , '" " " " ' " "" " " " " " "8.., " '" "8"" '." '8, -."tO ,,9 ~ " " " ," , " " " " "811'8 "8 . -. 'e . '.
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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: ¡ MSII I Boretrak Surveys 1::: ;:,,:"'" "'M' ..". ""'" c"""'""o"""'",,,,"""D.""",S",
E»' o El.. o.~, D.". "'.J"o."p","" ~
Figura 19.30. Salidas gráficas con representación de las tra-yectorias de los barrenos.
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- PLA, F., et al.: «Curso de Perforación y Voladuras». Fun-dación Gómez Pardo. 1978.
LONGITUDDELOSBARRENOS(m) NUMERODEBARRENOS
20 12040 6090 30
+90 10
Capítulo 20../
../
VOLADURAS EN BANCO../
../
../ 1. INTRODUCCION
En los capítulos precedentes se ha analizado la in-../ fluencia de las propiedades de las rocas en la frag-
mentación, los criterios de selección de los explosivos,la incidencia de cada variable de diseño de las voladu-
../ ras Y sus efectos sobre los resultados obtenidos.Queda pues, determinar la disposición geométrica delos barrenos, las cargas de explosivo, la secuencia deencendido y los tiempos de retardo, que constituyen
/ los principales problemas en la práctica de las vola-duras.
La expansión de la minería a cielo abierto y la evolu-/ ción de los equipos de perforación han hecho de las
voladuras en banco el método más popular de arran-que de rocas con explosivos, y que incluso se haya
/ adaptado e introducido en algunas explotaciones yobras subterráneas.
Las voladuras en banco en trabajos a cielo abierto seclasifican según la finalidad de las mismas, pudiendo
/ distinguirse los siguientes tipos:
/a) Voladuras en banco convencionales. Se persigue
la máxima fragmentación y esponjamiento de laroca.
/Voladuras para producción de escollera. Sebusca la obtención de fragmentos gruesos deroca.
c) Voladuras de máximo desplazamiento. Se pre-tende proyectar un gran volumen de roca a un
lugar determinado por la acción de los e~plosivos.d) Voladuras para excavación de carreteras y auto-
pistas. Se caracterizan por los condicionantes queimponen el trazado de la obra y el perfil del terreno.
e) Voladuras en zanjas y rampas. Son obras linealesdonde por la estrechez y forma de las excavacio-nes el confinamiento de las cargas es elevado.
f) Voladuras para nivelaciones y cimentaciones.Son por lo general trabajos de reducida extensión yprofundidad.
g) Prevoladuras. Se intenta aumentar la fractura-ción natural de los macizos rocosos sin apenasdesplazar la roca.
b)
/
/
/
/
En el presente capítulo se estudian únicamente lostres primeros tipos de voladuras.
/
Foto 20.1. Voladura en banco de una cantera.
A partir de la década de los 50, se han desarrolladogran número de fórmulas y métodos de determinaciónde las variables geométricas: piedra, espaciamiento,sobreperforación, etc. Estas fórmulas utilizan uno ovarios g ru pos de parámetros: diámetro del barreno,características de los explosivos, resistencia del ma-cizo rocoso, etc. En el Apéndice I de este capítulo serecoge un resumen de las fórmulas de cálculo másimportantes"
Otra clasificación usual de las voladuras en banco sehace atendiendo al diámetro de los barrenos:
- Voladuras de pequeño diámetro, desde 65 a165 mm.
- Voladuras de gran diámetro, desde 180 a 450 mm.
En las voladuras de pequeño calibre se puede seguirla técnica sueca desarrollada por Langefors y Kihls-tróm, mientras que las segundas se adaptan mejor ala técnica del cráter enunciada por Livingston o cri-terios americanos.
No obstante, debido a la gran heterogeneidad de lasrocas el método de cálculo debe basarse en un pro-ceso continuo de ensayos y análisis que constituyen un«ajuste por tanteo» (trial and error technique).
En los siguientes apartados, se dan reglas simplesque permiten una primera aproximación al diseñogeométrico de las voladuras y cálculo de las cargas,caracterizando a las rocas exclusivamente por la re-sistencia a la compresión simple. Es obvio que en cada
259
caso, después de las pruebas y análisis de los resulta-dos iniciales, será necesario ajustar los esquemas ycargas de explosivo a tenor del grado de fisuración ycontrol estructural que ejercen las discontinuidadespresentes en el macizo rocoso.
2. VOLADURAS EN BANCO DE PEQUEÑODIAMETRO
Se denominan voladuras de pequeño diámetroaquellas que se encuentran en el rango de 65 mm a 165mm de diámetro de perforación y sus aplicaciones másimportantes son: explotación de canteras, excavacio-nes de obras públicas y minería a cielo abierto depequeña escala.
Las cargas de explosivo son cilíndricas alargadas conuna relación « liD> 100" Y se realizan generalmentecon dos tipos de explosivos, uno para la carga de fondoy otro para la carga de columna.
2.1. Diámetros de perforación
La elección del diámetro de los barrenos depende dela producción horaria, o ritmo de la excavación, y de laresistencia de la roca. Tabla 20.1.
Hay que tener presente que los costes de perforacióndisminuyen en la mayoría de los casos con el aumentode diámetro.
2.2. Altura de banco
La altura de banco es función del equipo de carga ydel diámetro de perforación. Las dimensiones reco-
'--mendadas teniendo en cuenta los alcances y caracte-rísticas de cada grupo de máquinas se recogen en laTabla 20.2.
Por cuestiones de seguridad, la altura máxima acon-sejada en minas y canteras es de 15 m y sólo paraaplicaciones especiales, como en voladuras para es-collera, se deben alcanzar alturas de 20 m.
'--
'--
2.3. Esquemas de perforación,sobreperforación y retacado
'--
El valor de la piedra «B» es función del diámetro delos barrenos, de las características de las rocas y de los
tipos de explosivos empleados.Si la distribución de la carga es selectiva, con un
explosivo de alta densidad y potencia en el fondo y otrode baja densidad y potencia media en la columna, losvalores de la piedra oscilan entre 33 y 39 veces el diá-metro del barreno «D", dependiendo de la resistenciade la roca a compresión simple y de la altura de la cargade fondo.
El espaciamiento entre barrenos de una misma filavaría entre 1,15 B para rocas duras y1,30 para rocasblandas.
La longitud del retacado y de la sobreperforación secalculan en función del diámetro de los barrenos y dela resistencia de la roca.
En la Tabla 20.3 se indican los valores tentativos de
los parámetros geométricos en función de las resis-tencias de las rocas.
'--
'--
'--
'--
'-
'--
2.4. Inclinación de los barrenos "
En la gama de diámetros de trabajo citada los equi-pos de perforación son habitualmente rotopercutivosde martillo en cabeza, neumáticos e hidráulicos, y demartillo en fondo. Estas máquinas permiten inclina-
TABLA 20.1
'-
'-
'-
TABLA 20.2
'-
260
'-
"
"
PRODUCCION HORARIA MEDIA (m3b/h)ÓIAMETRO DEL
-BARRENO (mm) Roca blanda-media Roca dura-muy dura
< 120 MPa > 120 MPa.
65. 190 6089 250 110
150 550 270
ALTURA DE BANCO DIAMETRO DEL BARRENO EQUIPO DE CARGA
H (m) D (m m) RECOMENDADO
8 - 10 65 - 90 Pala de ruedas10 - 15 100 - 150 Excavadora hidráulica
o de cables
/TABLA 20.3
/
/
/
/
/ciones de las deslizaderas con ángulos de hasta 20° eincluso mayores con respecto a la v3rtical.
La longitud de barreno «L» aumenta con la inclina-ción, pero por el contrario la sobreperforación «J" dis-minuye con ésta. Para calcular «L» se utiliza:)
L=~ + (1 --1 )xJcos~ 100
siendo «{3" el ángulo con respecto a la vertical engrados.
2.5. Distribución de cargas
Teniendo en cuenta la teoría de las cargas selectivas,en la que la energía por unidad de longitud en el fondodel barreno debe ser de 2 a 2,5 veces superior a laenergía requerida para la rotura de la roca frente a lacarga de columna, y en función de la resistencia de laroca se recogen en la Tabla 20.4 las longitudes de lacarga de fondo recomendadas.
La altura de la carga de columna se calcula pordiferencia entre la longitud del barreno y la suma de ladimensión del retacado y de la carga de fondo.
Los consumos específicos de explosivo varían entre250 y 550 g/m3 para los cuatro grupos de rocas consi-derados.
2.6. Ejemplo de aplicación
En una cantera se extrae roca con un"F~resistencia
a compresión simple de 150 MPa en bancos de 10 mde altura. La perforación se realiza con un equiporotopercutivo de martillo en cabeza con un diámetrode 89 mm. Los explosivos utilizados están constitui-
TABLA 20.4
dos por un hidrogel encartuchado de 75 mm dediámetro y ANFO a granel, con unas densidades res-pectivas de 1,2 Y 0,8 g Icm 3.
Se desea determinar el esquema de perforación yla distribución de cargas manteniendo los barrenosuna inclinación de 20°.
. Sobreperforación: J = 12 D = 1,1m
. Longitud de barreno
L = ~+ (1 -~cos 20° 100) x J = 11,5m
. Retacado
. Piedra
. Espaciamiento
T = 32B = 35S = 43
D = 2,8mD = 3,1mD = 3,8m
H. Volumen arrancadoVR = BxSx ¡:¡-= 125,4m3cos f'
. Rendimiento de arranque RA = VR = 10,9 m3L m
(Se considera que el peso de la columna aplastalos cartuchos y éstos pasan a tener un diámetromedio superior al nominal en un 10%).
. Concentración de lacarga de fondo
. Carga de fondo
. Longitud de la carga decolumna
. Concentración de la
carga de columna. Carga de columna. Carga de barreno
Ir = 40 x D = 3,6m
qr = 6,4 kg/mQr = 23,0 kg
le = 5,1m
qe = 5,0 kg
Qe = 25,5 kg
Qb = 48,5 kg
CE = Qb = O 387 k g/m3VR '
. Longitud de carga defondo
. Consumo específico
261
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy Dura< 70 70-120 120-180 > 180
PIEDRA - B 39 D 37 D 35 D 33 D
ESPACIAMIENTO - S 51 D 47 D 43 D 38 D
RETACADO - T 35 D 34 D 32 D 30 D
SOBREPERFORACION - J 10 D 11 D 12 D 12 D
RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy Dura< 70 70-120 120-180 > 180
LONGITUD CARGA DE FONDO-Ir 30 D 35 D 40 D 46 D
Foto 20.2. Voladura en banco multifíla.
3. VOLADURAS DE GRAN DIAMETRO
Dentro de este grupo se encuentran las voladurasque se disparan con barrenos de 180 a 450 mm dediámetro. La perforación se suele llevar a cabo conequipos rotativos y triconos que son de aplicación enlas grandes explotaciones mineras a cielo abierto y endeterminadas obras públicas en excavaciones paracentrales eléctricas, canteras para construcción depresas, etc.
En este tipo de voladuras los criterios de diseño sehan desarrollado a parti r de la teoría del cráter deLivingston, teniendo las cargas cilíndricas una confi-guración tal que se cumple «I/D < 50».
3.1. Diámetros de perforación
Al igual que con las voladuras de pequeño diámetro,
'---la elección de este parámetro se realiza a partir de laproducción horaria y tipo de roca que se desea frag-mentar, Tabla 20.5. '-...
3.2. Altura de banco '-
La altura de banco está relacionada con el alcance
de las excavadoras de cables y el diámetro de perfora-ción. Según la capacidad de esos equipos de carga la "-altura en metros puede estimarse con la siguienteexpresión:
'-
H = 10 + 0,57 (Cc - 6)
donde:
Cc = Capacidad del cazo de la excavadora (m 3).
Teniendo en cuenta la resistencia de la roca, la di-
mensión de «H» puede también estimarse a partir de«D» con los valores medios indicados en la Tabla 20.6.
En algunos casos la altura de banco está limitada porla geología del yacimiento, por imperativos del controlde la dilución del mineral y por razones de seguridad,como ya se ha indicado.
En general, en explotaciones metálicas se man-tiene una relación «H/B < 2».
'-
3.3. Retacado
La longitud de retacado se determina en función deldiámetro y la resistencia de la roca, Tabla 20.7.
TABLA 20.5
TABLA 20.6
262
PRODUCCION HORARIA MEDIA (m3b/h)DIAMETRO DEL
BARRENO (mm) Roca blanda Roca media-dura Roca muy dura< 70 MPa 70-180 MPa > 180 MPa
/
200 600 150 50250 1200 300 125311 2050 625 270
RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE DISEÑO
Blanda Medío-dura Muy dura< 70 70-180 > 180
ALTURA DE BANCO - H 52 D 44 D 37 D
../TABLA 20.7
J
~,
J
./
.J 3.4. Sobreperforación
La sobreperforación suele calcularse a partir del.J diámetro de los barrenos. Tabla 20.8.
Cuando se perforan barrenos verticales, la sobre-perforación de la primera fila alcanza valores de 10 -12
, D.
.J Se pueden emplear longitudes de sobreperforaciónmenores que las indicadas en los siguientes casos:
./ - Planos horizontales de estratificación y coinci-dentes con el pie del banco.
Aplicación de cargas selectivas de explosivo.
../ - Empleo de barrenos inclinados.
../ 3.5. Inclinación
En la gama indicada de diámetros es muy frecuente
./ el empleo de la perforación rotativa. Debido a los in-convenientes que plantea la angulación del mástil eneste tipo de perforadoras, sobre todo en rocas duras,se utiliza sistemáticamente la perforación vertical.
./
Un ejemplo típico lo constituyen las explotacionesde minerales metálicos con alturas de banco com-
prendidas entre 10 Y 15 m.Sin embargo, en rocas blandas y con alturas de
banco superiores a 24 m es aconsejable la perforacióninclinada. Así sucede en las explotaciones de carbóndel tipo descubierta.
3.6. Esquemas de perforación
El valor de la piedra «B», como ya se ha indicado, esfunción del diámetro de la carga, de la resistencia de laroca y de la energía específica del explosivo utilizado.El diámetro de la columna de explosivo suele coincidircon el diámetro de perforación, ya que es normal elempleo de agentes a granel y sistemas mecanizados decarga desde camión que permiten, además de un ritmode llenado alto, variar las características del explosivo
a lo largo de dicha columna.En la Tabla 20.9 se indican los valores recomenda-
dos de la piedra y el espaciamiento en función del tipode roca y explosivo utilizado.
TABLA 20.8./
./
./
.,,"
./TABLA 20.9
./
./
./
./
./263
RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE DISEÑO
Blanda Media-dura Muy dura<70 70-180 > 180
RETACADO - T 40 D 32 D 25 D
DIAMETRO DEL BARRENO (m m)VARIABLE DE DISEÑO
I180 - 250 250 - 450
SOBREPERFORACION - J 7 - 8 DI
5 - 6 D
RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)TIPO DE VARIABLE DE
EXPLOSIVO DISEÑO Blanda Media-dura Muy dura< 70 70-180 . > 180
ANFO PIEDRA - B 28 D 23 D 21 D
ESPACIAMIENTO - S 33 D 27 D 24 D
HIDROGELES PIEDRA - B 38 D 32 D 30 D
Y EMULSIONES ESPACIAMIENTO - S 45 D 37 D 34 D
3.7. Distribución de carga
En las grandes explotaciones a cielo abierto se havenido utilizando de forma regular el ANFO comocarga única, debido a las siguientes ventajas:
- Bajo coste
- Elevada Energía de Burbuja
- Seguridad
- Facilidad de mecanizar la carga, etc.
El empleo de los hidrogeles se ha visto limitado a loscasos en que no era posible la utilización del ANFO,como por ejemplo cuando los barrenos alojaban aguaen su interior, o simplemente cuando los cartuchoscolocados en el fondo actuaban de iniciadores o cebosdel resto de la columna de explosivo.
En la actualidad, el desarrollo de las emulsiones y laposibilidad de obtener en el propio camión de cargamezclas de emulsión y ANFO (ANFO-Pesado) ha propi-ciado la implantación de las cargas selectivas.
El sistema consiste en la creación de una carga defondo de un explosivo denso con una longitud de «8 a16 D", según el tipo de roca, y llenado del resto delbarreno con ANFO.
Esta técnica de carga proporciona el coste mínimode perforación y voladura junto a los resultados ópti-mos de la operación en términos de fragmentación,esponjamiento, condiciones de piso y geometría de lapila.
En las voladuras de gran diámetro los consumosespecíficos de explosivo varían entre 0,25 y 1,2kg/m3.
3.8. Ejemplo de aplicación
En un yacimiento metálico las voladuras se perfo-ran en un diámetro de 251 mm con barrenos verti-cales, utilizándose dos tipos de explosivos, unaemulsión para el fondo en una longitud de «8 O» ydensidad de 1,3 g/cm3 y el resto ANFO a granel conuna densidad de 0,8 g/cm3.
Foto 20.3. Señalización del mineral ydel estéril después de una voladura de gran diámetro.
264
Calcular los esquemas y cargas de explosivo sa-biendo que la altura de banco es H = 12 m y laresistencia de la roca RC = 110 MPa. \..
4. VOLADURAS EN BANCO CON BARRENOSHORIZONTALES "
En las voladuras en banco convencionales el corte dela roca al nivel del piso se consigue por medio de lasobreperforación y la concentración de explosivo de altapotencia en el fondo de los barrenos verticales. Aunqueesta práctica da generalmente buenos resultados, exis-ten casos en los que las condiciones cambiantes de losmacizos dificultan el corte de las rocas en las partesinferiores de los bancos. En tales situaciones puedeaumentarse la longitud de perforación y la altura de lacarga de fondo,o bien complementarel esquema conbarrenos horizontales o zapateras. En Europa Central,esta técnica de voladuras está bastante extendida, debi-
do a las ventajas que presenta en macizos rocosos difí-ciles:
- Mejor corte de la roca a la altura del piso del banco.- Menor concentración de explosivos en el fondo del
banco.- Menor fracturación en el techo de los niveles inferio-
res.
Por el contrario, los inconvenientes que presenta son:
- Aumento de la perforación específica.- Dispositivo especial en los carros de perforación
para hacer los taladros en horizontal.- Mayor número de desplazamientos de la perforado-
ra entre los dos niveles de trabajo.
Generalmente, los barrenos se perforan con el mismodiámetro, en la gama de 89 a 110 mm.
En cuanto a los esquemas de perforación, los barre-nos verticales se efectúan hasta una distancia a los
. Sobreperforación J = 8 D = 2,Om
. Longitud de barreno L = H + J = 14,0 m \.. Retacado .T = 32 D = 8,0 m
. Pied ra B = 23 D = 5,8 m
. Espaclamiento S = 27 D = 6,8 m.Volumen arrancado VR = B x S x H = \..
473,3 m3
. Rendimiento de arranque RA = VR = 33,8 m 3/mlL "-
. Longitud de carga defondo Ir= 8 D = 2,0 m
. Concentración de la "-
carga de fondo qr "- 64,24 kg/m. Carga de fondo ar = 128,5 kg. Longitud de la carga de
columna le = 4,0 m"-
. Concentración de la
carga de columna qe = 39,53 kg/m. Carga de columna ae = 158,1 kg ". Carga de barreno ab = 286,6 kg
. Consumo específico CE= =0,605 kg /m3VR "
./ horizontales de 0,5 a 1B, con lo que la piedra teórica enlos barrenos horizontales pasa a ser de:
./ B2 = 0,5 + 1 x B
siendo:
./
B = Piedra de los barrenos verticales (m)B2 = Piedra de los barrenos horizontales (m)
./
El espaciamiento entre los barrenos horizontales«82", con respecto al de los barrenos verticales sueleser:
./
82 = 0,5 8
./donde:
82 = Espaciamiento entre barrenos horizontales (m)8 = Espaciamiento entre barrenos verticales (m)
./
La longitud de los barrenos horizontales «H2" depen-de de la anchura de la voladura, por lo que será un valormúltiplo de la piedra de los barrenos verticales:
H2 = n x B,
/ siendo:
n = Número de filas de barrenos verticales.
/
H
s,. ~!
II iI 11
" 11 I¡
,1 ,1 11i I ,1 I¡" I1 I1" 11 I1,1 ,1 1,
--~ ~---~-----
~.Q g, .Q .Q .Q
Figura 20.1. Voladura en banco con barrenos horizontales o
zapateras.
5. VOLADURAS PARA PRODUCCION DE ESCO-LLERA
En determinadas obras de superficie como son laconstrucción de diques marítimos y presas de roca senecesitan materiales con unas granulometrías varia-bles y muy específicas. La roca de mayor tamaño den-tro de esas curvas de distribución constituye la deno-minada «escollera».
La configuración de las voladuras para producir blo-ques de grandes dimensiones difiere de la convencio-nal de las voladuras en banco. Dos objetivos básicosconsisten en conseguir un corte adecuado a la cota delpiso y un despegue limpio a lo largo del plano queforman los barrenos con un agrietamiento mínimo dela roca por delante de dicho plano.
Las pautas que deben seguirse para el diseño de lasvoladuras de escollera son las siguientes:
- Altura de banco lo mayor posible, dentro de unascondiciones de seguridad de la operación. Habi-tualmente, se adoptan alturas entre los 15 y 20 m.
- Diámetros de perforación comprendidos entre 75 y115 mm.
- Inclinaciones de barrenos entre 5 y 10°,
- Sobre perforación «J = 10 D».
- Longitud de carga de fondo de «55 D», con explosi-vos que den una elevada densidad de carga.
- Relación entre la piedra y el espaciamiento«BIS = 1,4 - 1,70». En ocasiones se emplean va-lores incluso superiores a 2.
- Consumo específico en la zona de la carga defondo en función de la resistencia a compresiónsimple de la roca:
> 650 g/m3 para RC > 100 MPa< 500 g/m3 para RC < 100 MPa
- Retacado intermedio entre la carga de fondo y lacarga de columna del orden de 1m.
- Densidad de carga en el plano de corte:
> 500 g/m2 para RC > 100 MPa< 250 g/m2 para RC < 100 MPa
- Carga de columna desacoplada con una relaciónentre el diámetro del barreno y el diámetro decarga alrededor de 2.
- Retacado con una longitud de «15 D»,
- Secuencia de encendido instantánea en toda la filade barrenos.
Con los criterios de diseño indicados, los resultadosreales obtenidos en un gran número de voladurasefectuadas en rocas homogéneas son los recogidos enla Tabla 20.10.
265
TABLA 20.10
//°/
~ ,ó/ S
///0'IE¡r~IIElI"
CARGA DECOLUMNA----
Figura 20.2. Esquema de voladura para producciónde escollera.
6. VOLADURAS DE MAXIMO DESPLAZAMIENTO
A comienzos de la década de los ochenta se introdujoen los yacimientos horizontales de carbón una técnicade voladura con la que se pretendía no sólo fragmentarla roca, sino incluso desplazar el máximo volumen deésta, entre el 30 y 60%, al hueco de la fase anterior deexplotación. Esta clase de voladuras son las conocidascomo «Voladuras de Máximo Desplazamiento (VMD) oVoladuras de Trayectoria Controlada (VTC»>.
El sistema convencional de movimiento del estéril de
recubrimiento integra diferentes operaciones: voladurapara la fragmentación y esponjamiento de la roca,carga, transporte y vertido del material. Las VMD combi-nan estas operaciones en una sola, con las siguientesventajas:
- La mayor parte del desmonte se efectúa en un perío-do de tiempo menor.
- El número de equipos de carga y transporte se redu-ce notablemente.
- Los costes, tanto de capital como de operación, delestéril se minimizan.
266
'-
'--
'---
"-
'---
'---PISTA DE TRANSPORTE DEL
Figura 20.3. Método de explotación con voladuras demáximo desplazamiento.
'-
'-La efectividad de las VMD es función de la velocidad
del proceso de fragmentación de la roca y de la energíadisponible para lanzar una gran parte del material a unlugar determinado. El control de la trayectoria supone elconocimiento de las energías y movimientos del terrenoque se producen en las voladuras, el control de la direc-ción que se requiere para el avance adecuado delbanco, así como de la velocidad y desplazamiento hori-zontal del material.
Además de la aplicación a minas de carbón, sonmuchas las posibilidades que ofrecen este tipo de vola-duras, por lo que a continuación se comentan las princi-pales variables de diseño.
'--
'--
'--
'--
6.1. Variables de diseño de las voladuras
6.1.1. Diámetro de perforación
Existe una tendencia lógica hacia los diámetros degran tamaño, ya que para una misma producción, siem-pre que los ritmos lo aconsejen, los menores costes seobtienen con los mayores diámetros, siendo frecuenteen las grandes minas a cielo abierto barrenos de 230 a380 mm.
No obstante, en las VMD hay que tener en cuenta quelas columnas de retacado (T) son proporcionales a D yque, por consiguiente, los barrenos de mayor diámetropresentan grandes áreas en la parte superior-iguales a T x S- en las que la roca está anclada almacizo rocoso.
\...
\...
6.1.2. Inclinación
La componente principal del movimiento de las rocases perpendicular al eje de los barrenos, por lo que cuan-do éstos se inclinan el material se proyecta hacia arribay hacia adelante.
PORCENTAJE (%)PESO DE
BLOQUE (kg) RC < 100 MPa RC> 100 MPa
> 3000 30 501000 - 3000 20 25
50 - 200 25 15Finos 25 10
JEn teoría, el desplazamiento horizontal es máximo
cuando el ángulo de los barrenos es de 45°, pero en lapráctica lo habitual es utilizár inclinaciones no superio-
J res a los 30°. Esto es debido a las características de losequipos de perforación, que en algunos casos inclusoaconsejan la perforación vertical, como sucede con los
.-/ grandes equipos rotativos con rocas duras.
J 6.1.3. Esquemas
Los esquemas de barrenos pueden ser cuadrados orectangulares y al tresbolillo, siendo éstos últimos los
.-/ más adecuados.Si, en el instante de movimiento inicial de la superfi-
cie, la presión del gas en la grieta entre barrenos no dis-J minuye rápidamente, la roca situada enfrente de los
barrenos se someterá a la máxima fuerza de empujehacia adelante.
Las grietas entre barrenos deben desarrollarse com-.-/ pletamente, y actuar en ellas los gases antes de que la
roca comience su movimiento. Si por alguna razón exis-ten desigualdades de presión, el problema se atenúa
J con los esquema al tresbolillo, pues una insuficiencia deempuje en una parte de una fila queda corregida por lamayor presión que actúa en la misma dirección en la fila
./ siguiente, Fig. 20.4.
./DIRECCIDN PRINCIPAL DEL MOVIMIENTO DE LA ROCA
J FRENTE
~~ rq ~ r""'Il""Ilo'=¡i::C;o ¡
EE
FRENTE
'yJo 'F ~IQ I""\~"" """--1/'"\ o 11
~!---7o 2 / o
A -- ~ '(b) B
r./ ¡
[(cc)
./
Figura 20.4. Esquemas cuadrados en línea (a) y al tresboliJ/oen línea (b).
.-/
./
Por otro lado, en los laterales del bloque a volar lasfuerzas de cizallamiento son mayores conforme más seaproxima el ángulo "[3» a los 90°, motivo por el cualtambién son aconsejables los esquemas al tresbolillo enla apertura de los tajos. ~/
J
6.1.4. Piedra y espaciamiento
J La relación Espaciamiento/Piedra «S/8» es el pará-metro más importante de las voladuras, debiendo ser talque los gases de explosión de cada carga ejerzan suempuje hacia adelante en la mayor área posible delplano que configuran los barrenos de cada fila.
Si «S» es muy grande los gases escapan a la atmós-fera antes de que penetren completamente en las grie-tas formadas entre los barrenos. Estas grietas son lasprimeras que deben desarrollarse y ser presurizadasantes de que lo sean las grietas radiales que se dirigenhacia el frente.
./
./
./
/
En rocas masivas la relación «S/8» óptima se aproxi-ma a 2,0, mientras que cuando existen discontinuidadessubverticales orientadas normal y paralelamente al fren-te libre se recomiendan valores entre 1,0 Y 1,5.
Cuando las fisuras se distribuyen por igual en variasdirecciones las relaciones aconsejadas se encuentranentre 1,5 Y 2,0.
Cuando la dimensión de la piedra es demasiado gran-de se produce un agrietamiento y desplazamientopequeño. Este efecto se ilustra en la Fig. 20.5, conformela piedra disminuye tiene lugar una mayor fracturación yaceleración de los fragmentos hacia el frente. La reduc-ción de la piedra es limitada a una distancia mínima pordebajo de la cual el volumen de roca fragmentada espequeño y se produce el escape prematuro de losgases de explosión a través del frente. En esta situa-ción, similar a un estallido o reventón, la fragmentacióny velocidad de proyección del material decrece.
ABOMBAMIENTO DE LA SUPERFICIE
)' ti :. IPRoYECCIONDE ROCA
I
INICIO DE ROTURA AGRIETAMIENTODE ROTURATOTALDE CREACIONDEL CRATERDE LA SUPERFICIE Y LA ROCASUPERFICIAL LA ROCAY FORMACION CON UN VOLUMENLIGERO ABOMBAMIENTOE INTERNAY TOTALDEL CRATER. INFERIORAL oPTIMo.
ABOMBAMIENTODE FRAGMENTACIONFINA,LA SUPERFICIE. NUDOSY PROYECCIONES
Figura 20.5. Efectos de la disminución de la piedraen voladuras en roca.
La piedra óptima depende directamente del tipo deroca a volar y su estructura. A partir de ensayos convoladuras en cráter se ha podido comprobar que paraconseguir un buen desplazamiento las piedras reduci-dasdeben situarse en el rango 0,9 a 1,35 m (kg/m)'/2.
La relación existente entre la dimensión de la piedra yel tipo de explosivo empleado gobierna la velocidad deproyección del material del frente. La expresión resul-tante de la observación de un gran número de voladurases:
Vo= 1,14 [(En:gíayuS] ~"7
donde:
Va = Velocidad inicial de un fragmento proyectadodesde el frente (mis).
Energía (kcal/m) = 0,078. D2. Pe . PAP
siendo:
D = Diámetro del barreno (cm)Pe= Densidad del explosivo (g/cm3)PAP = Potencia Absoluta en Peso (cal/g)
267
Conforme
[ (Ene:íayw ]disminuye la velocidad de proyección aumenta. Es poresto que se suele disminuir la piedra o elegir un explosi-vo de mayor energía cuando se desea aumentar la velo-cidad, Fig. 20.6,
En las VMD la velocidad mínima de la roca que seaconseja es de 10 mIs.
La importancia que tiene la velocidad de proyeccióninicial puede apreciarse a partir de las ecuaciones quedan las distancias recorridas por la roca procedente delfrente:
10,1
í-117
VH = 42 BJ
'
L(ENERGIA)1I3
r B
J
-1'17
VO - 25L(ENERGIA)1I3 .
[-117
VL - 14,5 B '~ . (ENERGIA)1I3 ]
0,15 0,20 0,250,30 0,40 0,50 0,70 0,90
V 2 sen29DM1 (m) = o (Roca al nivel del piso)
9
Va Seng29~(Vo' sen9)2 2 9 h ](Roca a una altura h)
DM2 (m) = Ve). cos 2 9 [De la primera ecuación se deduce que el desplaza-
miento máximo se consigue con un ángulo de salida de45°.
El control práctico del ángulo de trayectoria "8,, es \incierto, y es por esto por lo que la mayor atención sedirige hacia el valor de "Va" intentando que sea máxi-mo. Dicho valor puede estimarse a partir de la ecuación'dada anteriormente, pudiendo tomarse como valor apro-
o GRANITO
O MINERALDE HIERRO
LEYENDA
6 DOLOMIA
VL Vo VH
1,5 2 2,5 3 4 5 6 7 8 9 10
PIEDRA REDUCIDA - PIEDRA/(ENERGIA)1I3 - PIES/(KCAL x PIE DE COLUMNA DE EXPLOSIVO)1I3
Figura 20.6. Velocidades medidas en los frentes de los bancos para distintas condiciones de voladuras.
268
1009080
70
60
50
40
30-;;;"
25<fJQJ
:§, 20;o> 15<iooa:
10<1:9-'
W 8o
7o<1: 6oU 5o-'W
4>
3
2,5
2
1,5
/ximada de ,,8» las 30°, que es la media de un grannúmero.de abservacianes.
/
/ 6.1.5. Sobreperforación
En minas de carbón a cielo.abierta, dande existe unaestratificación marcada, la sabreperfaración es nula a
/ tiene un valar negativa. Las valares pasitivas, es deciratravesando. el mineral, acasianan la pulverización delcarbón y las pérdidas subsiguientes de parte de éste en
J las aperacianes de limpieza y extracción.Las extremas de las cargas de explasiva suelen
dejarse a una distancia equivalente a 4 a 60.En atros yacimientas, para canseguir una ratura
buena a nivel del pisa y permitir adecuadamente el des-plazamiento.de la raca hacia el frente, es necesaria unasabreperfaración can una langitud mínima de 8 O.
J
J
6.1.6. RetacadoJ
La langitud de retacada que se recamienda es inferiara la habitual en atro tipo. de valaduras. La razón estribaen que en la parte alta del banca la raca se campar-
--' ta cama si estuviera anclada en una superficie igual aT x S, par la que si se quiere disminuir ese área sólo. es
, pasible actuar sabre T, hasta un límite, pues las gases--' deben estar canfinadas el tiempo. suficiente para impul-
sar las fragmentas de roca.Se recamiendan pues dimensianes del retacada entre
J 18 Y 20 O.
-./ 6.1.7. Forma de la voladura
La relación Langitud/Anchura de la valadura debe ser-./ la máximapasible,ya que en casacantrarialas fuerzas
de cizallamienta laterales pueden restringir el mavimien-ta hacia adelante de la raca.
J
6.1.8. Altura de bancoJ
Esta variable suele definirse teniendo. en cuenta fac-
tares gealógicas, candicianes aperativas ; de seguri-J dad.
En las VMO interesa alturas de banca altas, pues:
-./- Laalturaaumentala trayectariade la raca.- Las efectas de anclaje a desgarre en la zana de reta-
cada y pie del banca san relativamente menares.- Las bancas altas tienen una mayar praparción del
frente en tensión debida a la ausencia de fuerzaslaterales, y el empuje de la valadura se ve favareci-da.
J
JLa definición de la altura de banca más adecuada
para canseguir el mayar desplazamiento. se sueleexpresar en términas de relación Altura/Piedra, tal camase indica en la Tabla 20.11.J
.J
TABLA 20.11.
6.1.9. Relación altura de banco/anchura de hueco
Las dimensianes del banca en explatación y la anchu-ra del hueca al que se pretende prayectar la roca frag-mentada deben estar equilibradas para canseguir lamáxima efectividad.
La Fig. 20.7 refleja cama, en el casa de una mina decarbón y manteniendo. canstante el cansuma específica,aumenta el parcentaje de raca desplazada al huecacanfarme la anchura de este "A» disminuye y se apraxi-ma a la altura de banca "H».
#-«o 80«N«--leL(f) 60wo
«
g 40a:wo
l!i 20«f-zWoa: oo oeL
¡----
0.8 1,00,2 0,4 0,6
RELACION H/ A
Figura 20.7. Relación entre la cantidad de materialdesplazado y el ratio H/A.
Par atro lada, en cada casa particular es pasible eva-luar el rendimiento. de las VMO en función del ratia H/A yel cansuma específica de explasiva empleada, median-te el levantamiento. tapagráfica de las pilas de material.
Tal evaluación puede reflejarse de farma gráfica, Fig.20.8, canstituyenda la base del praceso de aptimizaciónecanómica de la aperación minera, pues de esta mane-ra es factible camparar diversas escenarias alternativasy llegar a determinar las castes unitarias par metro cúbi-ca mavida.
6.1.10. Tiempos de retardo y secuencias de encen-dido
Las VMO deben dispararse can secuencias de inicia-ción en línea, pues de esta manera se asegura que:
. La dirección principal del mavimienta de la raca seanarmal al frente libre.
. El mavimienta hacia adelante no. disminuye debida ala calisión entre las fragmentas de raca prayectadas.
269
ALTURA DE BANCO DESPLAZAMIENTORELATIVO
< 1,5 B Mala
1,5 B - 2,5 B Narmal
> 2,5 B Buena
¡: 70O(Jw::>I 60-'el:
el:oel:
~ 50-'a..(/)wo
~ 40Oa:
30
20
100.3 0.4 0.5 - 0.6 0.7
Figura 20.8.
RELACIONAL TURAI ANCHURA
1: 1.0'---
1: 1.5 '--
1: 2.0 "---
"---
j1 t1-,~
0.8 0.9 1.0 1.211 1.3'-
CONSUMOE3PEClFICO (kg/m'¡
Curvas de desplazamiento de roca en función de los consumos especificas.'-
Dos inconvenientes que deben considerarse en estassecuencias son los debidos a las mayores intensidadesde vibración, pues las cargas operantes son altas, y alos posibles problemas de estabilidad de los taludes enbancos altos.
Si bien ofrecen el mejor desplazamiento posible, losesquemas «en línea» producen altas intensidades devibración en el terreno e incrementan la probabilidad defallas en el talud.
En operaciones de voladura convencional, los esque-mas en línea tienden a ofrecer una fragmentación relati-vamente peor. No obstante puede contarse con los fac-tores crecientes de energía empleados en la VMD para"vencer completamente todos los problemas que este
efecto causaría. "",Las cargas en una fila de barrenos dada deben deto-.
nar de forma tan simultánea como sea posible. Cuandoexistan desfases apreciables, la primera carga detona-da encuentra más dificultad en crear el corte necesario
entre barrenos, tal como se ha podido constatar en lasvoladuras de precorte. Si la primera carga tiene tiemposuficiente para separar independientemente la roca quetiene por delante, la velocidad hacia el frente de esevolumen prismático estará limitada por las fuerzas decizallamiento impuestas por la roca remanente en lascaras laterales.
En cuanto al tiempo de retardo entre filas, éste debeser tan grande como sea posible, siempre que se garan-tice la ausencia de cortes o descabezamientos.
El tiempo mínimo de retardo recomendado es de 7ms/m de piedra, llegándose en algunos casos hasta los
270
30 ms/m de piedra con el fin de conseguir que la roca decada fila esté lo menos confinada posible por la de filasprecedentes.
El tiempo de retardo entre filas de barrenos tiene unosefectos importantes sobre el daño al carbón y los resul-tados globales de las voladuras.
Por otro lado, en voladuras de muchas filas interesaaumentar el tiempo de retardo entre éstas conforme lascargas se encuentren más alejadas del frente libre origi-nal, en lugar de mantener constante dicha variable. Así,por ejemplo, en una voladura de siete filas, si el retardoentre la 1 y la 2 es de 50-75 ms entre las filas 6 y 7 sepuede llegar a decalajes mayores, entre 125 y 175 ms.
Como es lógico, con esta medida se consigue que laroca de las primeras filas no impida de forma progresivael desplazamiento horizontal de la procedente de filasposteriores.
',-
'--
'-
'-
'-
'-
6.1.11. Tipo de explosivo '-Como consecuencia del incremento del consumo
específico es necesario maximizar el empleo de explo-sivos baratos como el ANFO. Estos productos al teneruna alta relación EB/ET proporcionan un considerabledesplazamiento de la roca por unidad de energía dispo-nible.
En ocasiones, en barrenos de gran diámetro, se hanutilizado mezclas de ANFO con poliestireno, pues pro-porcionan más energía para proyectar determinadostipos de roca.
'-
"-
'-
',-
./6.1.12. Cebado
En el proceso de detonación de los explosivos, la./ velocidad a la que se propaga la onda de choque, VD,
tiene influencia sobre la relación de energías desarrolla-das. Cuando la VD aumenta, la ES decrece a costa de
..J la ET, manteniéndose constante la energía total.En barrenos de gran diámetro es práctica habitual el
cebado axial con cordón detonante y el cebado puntual
./ con multiplicadores, de forma tal que se consiga una VDinferior a la de régimen del ANFO.
Con el fin de conseguir el mayor rendimiento, el cebodebería estar realmente en el centro de la columna de
./ explosivo, pues de esta manera se reduce el tiempo dereacción de las cargas y, lo que es más importante, lascolumnas de retacado y los planos inferiores del piso
./ muestran una mayor efectividad en prevenir el escapeprematuro de los gases de explosión.
./
6.1.13. Consumo específico o factor de energía
. En operaciones convencionales de perforación y./ voladura el consumo específico se suele expresar en
kg/m3. Este es un criterio de diseño muy pobre, en elmejor de los casos. Cuando se realizan VMD el consu-mo específico con estas unidades es aún menos signifi-cativo. Debe tenerse en cuenta que la velocidad demovimiento y el desplazamiento lateral de la roca están
./ relacionados por la masa de ésta, más que con su volu-men. Por consiguiente, es preferible utilizar el consumoespecífico con unidades de kg/t.
/Como la energía por unidad de peso varía con la
composición química del explosivo, se debería utilizar,como criterio de diseño, un factor de energía mejor queun factor de consumo. Es la cantidad de energía de losexplosivos (no el peso del explosivo) lo que controla eldesplazamiento de cada tonelada de roca.
Los valores de energía por tonelada no deben utilizar-se como único criterio de diseño de las voladuras. Porejemplo, dos voladuras con los mismos factores deenergía, pero con unas distribuciones de carga desi-guales, pueden dar lugar a desplazamientos de rocabastante diferentes. La situación se complica a conti-
/
/
/
nuación si se tienen en cuenta los dos tipos de energíaque desarrolla un explosivo (Energía de Tensión yEnergía de Burbuja).Dos voladuras con el mismo factorde energía por tonelada, una con ANFO a granel y laotra con un hidrogel bombeable, no ofrecerán resulta-dos comparables. La superioridad, en términos de des-plazamiento, del ANFO será más evidente en estratosdébiles y porosos, pues el hidrogel contiene un mayorporcentaje de Energía de Tensión que se disipa rápida-mente pulverizando y superfragmentando la roca en laproximidad inmediata de la pared del barreno. Dadoque la fragmentación es de importancia secundaria enlos trabajos con VMD, el porcentaje de energía disponi-ble que es consumido en crear superficies nuevas en laroca debe ser minimizado. La mayor cantidad de ener-gía de la voladura debe ir destinada a desplazar elmáximo volumen de roca.
Es lógico pensar que la energía por tonelada parauna VMD sea considerablemente mayor que en unavoladura convencional. Si el consumo específico en unamina es X, al realizarse las VMD se suele llegar a valo-res de 2 y 3 X.
6.2. Método de diseño de D'Appolonia ConsultingEngineers
Un método de cálculo de las voladuras de máximo
desplazamiento es el desarrollado por D'AppoloniaConsulting Engineers. Aparentemente, resulta com-plejo pero es sencillo de aplicar pues sólO se utilizancuatro ábacos y cinco ecuaciones.
Los tipos de roca quedan caracterizad9s por lo quedenominan el Factor de Energía de Tensión y el Factorde Volabilidad. Algunos ejemplos son los que se reco-gen en la Tabla 20.12.
Para mejor comprensión se aplica el método al si-guiente ejemplo de voladura:
- Diámetro de perforación D = 152 mm- FactordeEnergíadeTensiónFE, = 3
(Ese mismo valor se emplea por defecto si se des-conocen las características de las rocas.)
- Altura de banco H = 7,5 m
",'TABLA 20.12
/
/
/
/
/
271
SISTEMARESISTENCIA A FACTOR DE FACTOR DE
ESTRATIGRAFICOCLASIFICACION LA COMPRESION ENERGIA DE VOLASILlDAD
(MPa) TENSION (FE,) (FV)
Terciario I 27 2,9 2,511 30 2,9 2,5111 66 3,3 2,8
Cretáceo II 21 2,8 2,5111 49 3,1 2,7
Pensilvaniense VI 87 3,5 2,6VII 122 3,9 2,4VIII 108 3,7 2,5
Situación del tajo antes de la voladura
Disparo de la voladura
Pila de escombro de la voladura
'--
"-
'--
"-
'--
Aspecto del hueco de una fase hacía el que sale la voladura '-
'-
',-
"--
"--
'--
"--Pila de escombro
'\...
'--
'--
'\...
"-
"-
Volumen de estéril de vertido directo
"
Foto 20.4. Voladura de máximo desplazamiento efectuadaen una mina de carbón en el Bierzo (León), donde se explotan
dos capas de reducida potencia(T PEAL, SAYo
272
"-
"-
ABACO I ABACO 11
DIAMETRO OEL
BARRENO, D (mm) CARGA TOTAL POR
300T BARRENO, Qb(Kg)
CONCENTRACION
¡250+ DE ~ARGA, q,(Kg/m)
1051575225
DESPLAZAMIENTODP(m)
CONSUMO ESPECIFICO
C E (Kg 1m')
FACTOR DE ENERGIA
DE TENSION, FE,
4,41,25
35
45
1125
900
675
LONGITUD DE
COLUMNA, lo (m)15
75
4,2 200
30175 13,5
4,0
1,00 150 30
450
360
270 DENSIDAD DEL
225 EXPLOSIVO, p,(g/cm')IBO '
12
25 3,B \"125+ "
10,5
1,40135 9
200,75 100
5
,~\
\9 \ ""
1,303,690
67,5 1,201,15
1,10
1,05
1,00
7,5
15
'-,-'-,--
--}...-.........
"""""""""-opO --.1.3,0
3,4
75 4,5
45
36
~\
JO,95
18 \ 0,9013,5
6
6
3,2
10 0,85
9 0,80 4,5
2,B
0,25
2,6
3
Figura 20.9. Abaco l. Figura 20.10. Abaco 1/.
60
C,
80
75
70
65
50
40 70
::h---~:;:::::: 2
--_!-- 00~ 1'00010
1000
3080
O
Figura 20.11. Abaco l/l.
273
- Distancia de desplazamientodeseada DP
- Densidad del explosivo Pe
= 18 m
= 0,87 kg/m 3
Las etapas de cálculo son:
1.° Abaco 1. Se dibuja la recta que une FE, = 3 conDP = 18 Yse obtiene el consumo específico deexplosivoCE = 0,592 kg/m 3.
2.° Abacoll. SetrazalarectaqueuneD=152mmyPe= 0,87 kg Yse determina la concentración linealde explosivo q, = 15 kg/ml.
3.° Se calculan los valores de C¡ y Cl considerandoque K¡ y Kl son iguales a 1, lo cual implica que demomento la piedra y el espaciamiento son igua-les:
10,66 X q,
C ¡ = CE X Kl
Cl = 0,3 X K¡ x C¡H
4.° Abaco 111. Conociendo C¡ y Cl se calcula C3 =1.400 Y pasando a la derecha del ábaco haciendoC'l y C'3 iguales a Cl y C3, respectivamente, sedetermina la piedra B = 3,6 m.
5.° Se calcula la longitud de carga dentro de los ba-rrenos.
I = H - K¡ x B = 7,5 - 3,6 = 3,9 m
6.° Abaco 11.Se dibuja la recta que une I = 3,9 mcon q, = 15 kg/m para obtener la carga total porbarreno Qb = 68 kg.
7.° Abaco IV. Utilizando ese ábaco y la Tabla deFactores de la Volabilidad se determina la piedraóptima con FE = 3, FV= 2,6 YBo= 3,9 m.
8.° Se comparan los valores de B y Bo. Si los valoresson aproximadamente iguales se dispone de toda
ABACO IV
CARGA TOTAL POR
BARREN.,o,Qb(Kg)1350 FACTOR DE
VOLABILlDAD, FV2,762,70
900
PIEDRA OPTIMABo
10,5
675
540
450
9
/_,2,60........
./'
/' _,é........
./'........
/'ífE,4,~"""" I 2.0
I
2.2
2.4
2.6
2.8
3.0
3.2
3.4
3.6
3.8
4.0
4.2
4.4
7,5
315 2,50
6225 2,40
180
135FV
1.90
2.04
2.18
2.32
2.46
2.60
2.73
2.70
2.57
2.43
2.30
2.17
2.03
1,90
2,30
2,20
2,10
2,00
1,5
Figura 20.12. Abaco IV.
274
la información para calcular el resto de los pará-metros de la voladura, pues el retacado y el espa-ciamiento se determinan con:
"-
',-
S = Kl X BT = K¡ x B
9.0 Si B Y Bo no son iguales, como en este caso, K1 "-Y Kl se corregirán reduciéndolos. D'Appoloniautiliza una regla de dedo que es Kl = K¡3 para unnuevo tanteo. Por eso, si K¡ se elige como 0,8, "-entonces Kl = 0,51. Estos valores se empleanentonces en las ecuaciones de C ¡ y Cl. El procesose repite hasta conseguir que By Bosean iguales. "-
Apéndice IFORMULAS DE CALCULO
DE ESQUEMAS DEVOLADURAS EN BANCO
"-
'-
La Piedra, como se ha indicado, es la variable geo-métrica más crítica en el diseño de una voladura. Parasu determinación, desde hace varias décadas, se hanllevado a cabo numerosas investigaciones y se handesarrollado diferentes metodologías de cálculo.
En la matriz de la Tabla 20A.1 se indican las fórmulasde cálculo de la Piedra más conocidas, que se exponena continuación, y las variables que entran en juego encada una de ellas.
Las expresiones más completas requieren el cono-cimiento de un gran número de datos que en la mayoríade los casos no se conocen con exactitud, pues lascaracterísticas de los lugares donde se realizan lasvoladuras cambian con mucha frecuencia y no es ren-table un estudio global detallado.
Por ello, los autores de este manual consideran queen un futuro próximo todas las ecuaciones clásicas vana quedar como herramientas de diseño de las primerasvoladu ras tentativas y que después con la caracteriza-ción de las rocas por medio de la monitorización de laperforación de barrenos pasarán a determinarse losesquemas óptimos o las cargas de explosivo en cadabarreno para una malla establecida.
'-
'-
'---
'--
'--
'-..
'--
'--
'--
'--
'-
.'-,
Foto 20.5. Resultado de una voladura de una fila en unbanco de 20 m. "-
'-
9°L.../,/'67,5
45
31,5
22,5lB
13,5
9
J
J
TABLA 20A.1. MATRIZDE COMPARACION DE FORMULAS DE CALCULO DE LA PIEDRA EN VOLADURAS ENBANCO
J
...;/
cJ
::!-/
../ xX
"
../
x./
x../
../ xXX
./
../
'0./
../
./
)(../
../
1== iL¿ c 'F iL~C --r u (U\O(L\~T~N ~~T,
xX
./
Por otro lado, cuando se emplean explosivos depotencia distinta a los utilizados en unas condicionesdadas con un esquema establecido, el nuevo valor de lapiedra se calculará con la siguiente expresión:
teniendo la misma relación "S/B» que en el esquemaoriginal.
En el caso de cambiar el diámetro de perforación, elnuevo es.quema geométrico de la voladura se estable-cerá a partir de la nueva piedra, obtenida con:
./
[ PRP del nuevo exp/~siVO]
~/3Piedra = Nueva piedraPRP del explosivo ongmal
[
Diámetro de los nuevos barrenos
r13x Piedra =
Diámetro de los barrenos originales
= Nueva piedra./A continuación el espaciamiento se determinará man-
./
./275
z (j)--' a: z
PARAMETROS UTILIZADOS w w Z O 1- O O(j) ::.::: w <{ LL Z (j) W Z (j) za: z (j) :?: w w <{ w --' w <{ <{ (j) <{W w a: O (j) (j) a: >- O --' :?: 1- a: >- LL 1-O <{ « --' I Z Z <{ Z --' <i: =; ([ a: z O (j)z a: w z --' (j) « « O O O a: w <{ O --' ::::>« LL eL I « « --' I ::::> ::.::: LL eL aJ O ::.::: O a:
DIAMETRO DEL BARRENO O DE LACARGA X X X X X X X X X X X X X X X X X X
ALTURA DE BANCO X X X X
LONGITUD DE BARRENO X X
RETACADO X
SOBREPERFORACION X
LONGITUD DE CARGA X X X
INCLlNACION DE BARRENO X X X
DENSIDAD DE LA ROCA X X X X X X
RESISTENCIA DE LA ROCA O INDICESEQUIVALENTES X X X X X X
CONSTANTES O FACTORES DE ROCA X X X X X
VELOCIDAD SISMICA DEL MACIZO ROCOSO X X X X
DENSIDAD DEL EXPLOSIVO X X X X X X X X X X X
PRESION DE DETONACION X X X X X X
PRESION DE DETONAGlBN'f-\o'!O
X X X-------
CONSTANTE BINOMICA ROCA-EXPLOSIVO X
RATIO PIEDRAlESPACIAMIENTO X
POTENCIA DEL EXPLOSIVO X X
EQUIPO DE CARGA X- ",'
1. ANDERSEN (1952)
B = K x y15'X[
B = Piedra (pies)D = Diámetro (pies)L = Longitud de barreno (pies)K = Constante empírica
Como en muchos casos obtuvo buenos resultados
haciendo K = 1 Y tomando el diámetro en pulgadas, laexpresión anterior quedaba en la práctica como:
B=~
donde:
D = Diámetro del barreno (pulgadas)
Esa fórmula no tiene en cuenta las propiedades de!explosivo ni de la roca.
El valor de la piedra aumenta con la longitud delbarreno, pero no indefinidamente como sucede en lapráctica.
2. FRAENKEL (1952)
R X LO,3 X 10,3 X D O,8B = v
50
B = Piedra (m)L = Longitud del barreno (m)I = Longitud de la carga (m)D = Diámetro del barreno (m m)Rv = Resistencia a la voladura, oscila entre 1 y 6 en
función del tipo de roca.. Rocas con alta Resistencia a la Compresión
(1,5). Rocas con baja Resistencia a la Compresión
(5).
En la práctica se emplean las siguientes relacionessimplificadas.
- B se reduce a 0,8 B < 0,67 L.- I se toma como'0,75 L.- S debe ser menor de 1,5 B. "1'
3. PEARSE (1955)
Utilizando el concepto de la energía de deformaciónpor unidad de volumen obtuvo la siguiente ecuación:
,
[ PD ]2
B = KvX 10-3 X D x --¡:¡:r
Piedra máxima (m)Kv = Constante que depende de las características
de las rocas (0,7 a 1,0).D = Diámetro del barreno (m m)PD = Presión de detonación del explosivo (kg/cm2)RT = Resistencia a tracción de la roca (kg/cm2).
B
276
~
4. HINO (1959)
La fórmula de cálculo propuesta por Hino es:'~
- ~ ( PD )'/n
B- -4 RT'
,'-
donde:'-
B = Piedra (m).D = Diámetro del barreno (cm).PD = Presión de detonación (kg/cm2)RT' = Resistencia dinámica a tracción (kg/cm2)n = Coeficiente característico que depende del
binomimio explosivo-roca y que se calcula apartir de voladuras experimentales en cráter.
"-
'-
n =
PD
log RT'
Dolog 2 d/2
',-
'-
donde:'-.
Do = Profundidad óptima del centro de gravedad de lacarga (cm), determinada gráficamente a partir delos valores de la ecuación: '-.
Dg = !1I.Ve 1/3
donde:.'-..
d = Diámetro de la carga de explosivo.
Dg = Profur,didad del centro de gravedad de la carga.
!1 = Relación de profundidades "~,,De
De = Profundidad crítica al centro de gravedadde la carga.
I. = Constante volumétrica del cráter.
Ve = Volumen de la carga usada.
"-
"-
"-..
5.'--
ALLSMAN (1960)
=vi Impulso x g = - ! PD x D x !1t x gBma> V .1t X p, X U p, X U
"
donde:'....
Bma, = Piedra máxima (m).PD = Presión de detonación media (N/m2),!1t = Duración de la presión de detonación (s).1t = 3,1416.
p, = Peso específico de la roca (N/m').u = Velocidad mínima que debe impartirse a
la roca (mis).= Diámetro del barreno (m).= Aceleración de la gravedad (9,8 m/s2),
'-..
\,
D
g....
"--.
/6. ASH (1963)
/B (pies) = KB X D (pulg)12
) donde "KB" depende de la clase de roca y tipo deexplosivo empleado.
/TABLA 20A.2
/
/
/
- Profundidad de barreno L = KL X B (KL entre1,5 y 4)
- Sobreperforación (Kj entre0,2 y 0,4)
T = K, x B (K, entre0,7 y 1)
8 = K, x B,
J = Kj x B
- Retacado
- Espaciamiento
K, = 2,0 para iniciación simultánea.K, = 1,0 para barrenos secuenciados con
mucho retardo.
K, = entre 1,2 Y 1,8 para barrenos secuen-ciados con pequeño retardo.
7. LANGEFORS (1963)
Langefors y Kihlstrom proponen la siguiente expre-sión para calcular el valor de la Piedra Máxima "Bma,".
Bma, = ~. I. 33 V
p, x PRP
e x f x (8/B)
donde:
Bma,= Piedra máxima (m).D = Diámetro del barreno (mm).e = Constante de roca (calculada a partir de c).
= Factor de fijación. Barrenos verticalesf = 1.Barrenos inclinados3:1 f = 0,9.Barrenos inclinados
2:1 f = 0,85.
S/B - Relación Espaciamiento/Piedra.Pe = Densidad de carga (kg/dm3).PRP = Potencia Relativa en Peso del explosivo
(1 - 1,4).La constante «c» es la cantidad de explosivo nece-
saria para fragmentar 1 m 3 de roca, normalmenteenvoladuras a cielo abierto y rocas duras se toma c = 0,4.Ese valor se modifica de acuerdo con:
B = 1,4 ~ 15 mB < 1,4 m
e = c + 0,75e = 0,07/B + c
La piedra práctica se determina a partir de:
B = Bma> - e' - db x H
donde:
H = Altura de banco (m).e' = Error de emboquille (m/m).db = Desviación de los barrenos (m).
8. HANSEN (1967)
Hansen modificó la ecuación original propuesta porLangefors y Kihlstrom llegando a la siguiente expre-sión:
Qt = 0,028 (~ + 1,5) x B2 + 0,4 x F, (~ + 1,5)x B3
donde:
Qb = Carga total de explosivo por barreno (kg).H = Altura de banco (m).B = Piedra (m).F, = Factor de roca (kg/m3).
Los factores de roca «F," se determinan a partir dela siguiente tabla.
TABLA 20A.3
9. UCAR (1972)
La fórmula desarrollada por Ucar es:
1,5 x B2H + 2B x q 1 - 3H x q 1 = O
277
CLASEDEROCA
TIPODE EXPLOSIVOBLANDAMEDIA DURA
. Baja densidad (0,8 a 0,9g/cm 3) y baja potencia 30 25 20
. Densidad media (1,0 a 1,2g/cm') y potencia media 35 30 25
. Alta densidad (1,3 a 1,6
I 35g/cm 3) y alta potencia 40 30
F, RC RTTIPO DE ROCA
(kg/m3) (MPa) (MPa)
I 0,24 21 O1I 0,36 42 0,5111 0,47 105 3,5IV 0,59 176 8,5
donde:
B = Piedra (m).H = Altura de banco (m).q I = Concentración de carga (kg/m).
El valor de« B» se obtiene resolviendo la ecuación de
segundo grado anterior.Las hipótesis de partida de este autor son:
. Consumo específico de explosivo (0,4 kg/m3).
. Carga total de explosivo por barreno (kg)Qb = 0,4 x B x S x H.
. Concentración lineal de carga (kg/m)q I = Pe X (D/36)2.
. Longitud de carga (m) I = H - B + B/3.. Espaciamiento igual a la Piedra.
siendo:
Pe = Densidad de explosivo (g/cm 3).D = Diámetro de carga (mm).S = Espaciamiento (m).
10. KONYA (1972)
[ P ]0.33
B = 3,15 x d x ~donde:
Bd
= Piedra (pies).= Diámetro de la carga (pulgadas).= Densidad del explosivo.= Densidad de la roca.
Pe
Pr
El espaciamiento se determina a partir de las si-guientes expresiones.
. Barrenos de una fila instantáneos.
H < 4B S = ~ 2B3
H ~ 4B S = 2B
. Barrenos de una .fila secuencigtdos.
H < 4B S = ~7B8
S = 1,4 BH ~ 4B
. Retacado
Roca masivaRoca estratificada
T=B
T = 0,7B.
11. FÓLDESI (1980)
El método húngaro de cálculo propuesto por Fóldesiy sus colaboradores es el siguiente:
278
'-
/ Pe
B = 0,88 x D x V m x CE'-
donde:
B = Piedra (m).D = Diámetro del barreno (mm).Pe = Densidad del explosivo dentro del barreno
(kg/m3).
CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3).
'-
'--
m = 1 + 0,693I (Pex VD2) -In RC - 1,39 "-
siendo:
VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa).
'--
En el caso de secuencias instantáneas se toma2,2 < m < 2,8, Y para secuencias con microrretardos1,1 < m < 1,4. "-
Otros parámetros son:
- Espaciamiento S = m x B '--- Distancia entre filas Br = 1,2 x B
B x VD Ip- Retacado T = 1,265 x- X\ /--"-VC P, '--
siendo «P,» la densidad del material de retacadoen el barreno. '--
- Sobreperforación J = 0,3 x B'--
12. PRAILLET (1980) '--
A partir de la fórmula de Oppenau propone la si-guiente expresión para el cálculo de «B»:
B3 + B2 x (H x K) -D
VD
]2
]4000 x (H + J - T) X D2 = O
10 x RC
"
-[ 2,4 x r. x [ '-
donde:
= Piedra (m), S = B.= Altura de banco (m).= Constante (12,5 para excavadora de cables
y 51 para dragalina).Pe = Densidad del explosivo.VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).J = Sobreperforación (m).T = Retacado (m).D = Diámetro del barreno (mm).RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa).
BHK '-
'-
El valor de "B» no puede determinarse directamente,
por lo cual es necesario disponer de un microordena-dor para calcularlo por aproximaciones sucesivas.
I 13. LOPEZ JIMENO, E (1980)
Modificó la fórmula de Ash incorporando la veloci-dad sísmica del macizo rocoso, por lo que resulta:
B = 0,76 x D x F
donde:
BDF
= Piedra (m).= Diámetro del barreno (pulg) .= Factor de corrección en función de la clase de
roca y tipo de explosivo. F = f, x fe.
f, = [fe = [
2,7 x 3500 ]0,33
p, X VC
Pe X VDZ ]0,33
1,3 X 3660Z
siendo:
p, = Densidad de la roca (g/cm 3).VC = Velocidad sísmica de propagación del macizo
rocoso (mis).Pe = Densidad de la carga de explosivo (g/cm 3).VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).
La fórmula indicada es válida para diámetros entre165 y 250 mm. Para barrenos más grandes el valor de lapiedra se afectará de un coeficiente reductor de 0,9.
14. KONYA (1983)
B = [~ + 1,5 ] x d
donde: -/
B = Piedra (pies).Pe = Densidad del explosivo.p, = Densidad de la roca.d = Diámetro de la carga (pulg),
Otras variables de diseño determinadas a partir de laPiedra son:
- Espaciamento (pies):
. Barrenos de una fila instantáneos
H < 4B S = ~ 2B-3
H ~4B S = 2B
. Barrenos de una fila secuenciados
H <4B S = ~7B8
S = 1,4 BH ~4B
- Retacado (pies) T = 0,7 B- Sobre perforación (pies) J = 0,3 B.
15. BERTA (1985)
La fórmula que utiliza este autor es:
/ 11 X Pe
B = dV 4 x CE
donde:
B = Piedra (m).d = Diámetro de la carga (m).
Pe = Densidad del explosivo (kg/m 3).CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3).
Para la determinación de "CE» se emplea la si-guiente ecuación:
CE = gf x EsnlxnZxn3XE
siendo:
Grado de fracturación volumétrica (m Z/m3).Supone que gf = 64/M, donde "M»es el tamañomáximo de fragmento en metros.
Es = Energía específica superficial de fragmenta-ción (MJ/mZ).
E = Energía específica del explosivo (MJ/kg).ni = Característica del binomio explosivo/roca.nz - Característica geométrica de la carga.n3 - Rendimientodelavoladura, normalmenteO,15.
gf
A su vez, los valores de n 1 y n Z se calculan a p¡;¡rti r de:
ni = 1(PexVD-PrxVC)z
(PexVD+PrxVC)z
1
eD/d_(e-1)y nz =
siendo:
VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).VC = Velocidad de propagación de las ondas en la
roca (mis).Pr = Densidad de la roca (kg/m3).D = Diámetro del barreno (m).
16. BRUCE CARR (1985)
El método propuesto por Carr incluye los siguientescálculos:
- Impedancia de la roca Zr= 1,31 x p, x ~1.000
279
donde:
Pr = Peso específico de la roca.VC = Velocidad sísmica de la roca (pies/s).
- Presión de detonación del explosivo:
[ VD ]2
PD - 0,418 x Pe X ~0,8 x Pe + 1
siendo:
Pe = Densidad del explosivo.
VD = Velocidad de detonación del explosivo (pies/s).
- Consumo Específico Característico CEC = ~PD
- Espaciamiento entre barrenos s = 3VPo X d2CEC
donde:
d = Diámetro de la carga (Pulgadas).
- Pied ra- Retacado
- Sobreperforación
B = S x 0,833T=B
J = (0,3 - 0,5) x S
17. OLOFSSON (1990)
Olofsson a partir de la fórmula de Langefors proponela siguiente expresión simplificada:
Bmáx = K x -Vqfx R1 x R2 X Rs
donde:
K = Constanteque depende del tipo de explosivo:Explosivos gelatinosos 1,47Emulsiones 1,45ANFO 1,36
*rqf = Concentración de la carga de fondo del explosivo
elegido (kg/m).R1 = Factor de corrección por inclinación de los barre-
nos.R2 = Factor de corrección por el tipo de roca.Rs = Factor de corrección por altura de banco.
Los factores de corrección R1 y R2 se determinanpara las diferentes condiciones de trabajo con lassiguientes tablas:
280
'-TABLA 20A.4
'-
'-
TABLA 20A.5.'-
'-
'-Cuando la altura de los bancos satisface H < 2Bmáx Y
los diámetros de perforación son menores de 102 mm el
valor de Rs se obtiene con la expresión: '-
R3 = 1,16 - [°,16 ~1 ]"--
donde:'-
H1 = Altura de banco actualH2 = Altura de banco = 2Bmax (H2 > H1)
'--..
Para calcular la piedra práctica se aplica la misma fór-mula que en el método de Langefors.
'-
18. RUSTAN (1990)
La fórmula de la piedra para minas a cielo abierto es: "
B= 18,1 . DO,689(+ 52% valor máximo esperado y- 37%parael valormínimo) '-
donde:
D = Diámetro de los barrenos (entre 89 y-311 mm)'--
Esta fórmula se obtuvo por análisis de regresión apartir de una población de 73 datos, con un coeficientede correlación de r = 0,78.
Para minas subterráneas, a partir de 21 datos reales,la fórmula de la piedra es:
'--
"
B = 11,8. DO,6S0 (+ 40% valor máximo esperado y- 25% para el valor mínimo) "
siendo:
D = Diámetro de los barrenos (entre 48 y 165 mm)y el coeficiente de correlación r = 0,94.
"
'-
Inclinación 00: 1 10:1 5:1 3:1 2:1 1:1
R1 0,95 0,96 0,98 1,00 1,03 1,10
Constante deroca c 0,3 0,4 0,5
R2 1,15 1,00 0,90
JBIBLlOGRAFIA
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.../
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281
J
~ Capítulo 21J
J
JVOLADURAS EN OTROS TRABAJOS A CIELO ABIERTO
J
J 1. INTRODUCCION
Dentro de este capítulo, se estudian brevementeotros tipos de excavaciones a cielo abierto que re-quieren el uso de explosivos.
Existe un conjunto de obras que se caracterizan porJ una gran longitudypor lascondicionescambiantes en
cuanto a geometría y propiedades de los materiales aarrancar, que imponen el trazado de los proyectos y el
J perfil del terreno. Tal es el caso de las excavacionespara carreteras y autopistas, así como para zanjas.
Por último, se exponen las voladuras para la apertura----' de rampas, para nivelaciones y cimentaciones, y para
el esponjamiento de las rocas o prevoladuras.
J
../
2. EXCAVACION DE CARRETERAS Y AUTO-PISTAS
..-/
Los desmontes que son necesarios efectuar con vo-../ laduras en las construcciones de carreteras y autopis-
tas son de dos tipos: en trinchera (1) y a media ladera(2). Fig. 21.1.
..-/
../
../
TERRENO ORIGINAL
~ \:\, \,,;
\'-J"
, PERFIL0."-
',5CAVAC'ON',,--- "---"~I""",!I""""".,,p.':I,",I"""
(2) 'l.(1)
.../ Figura 21.1. Excavaciones en trinchera (1) Y a medialadera (2).
J
./
En ambos casos las voladuras tienden a realizarse deuna sola vez, pero en ocasiones cuando las alturas decorte son grandes (>15 m) se recomienda efectuar laexcavación por fases. Otros factores que pueden in-fluir en la forma de ejecución de la obra son:
.../- Seguridad en la operación.
./
- Limitación de perturbaciones, onda aérea y vibra-ciones.
- Velocidad de avance.
- Dimensiones del equipo de carga, etc.
Dada la importancia del estado de la roca en lostaludes residuales, especialmente en los de altura ele-vada, es normal terminar las excavaciones con vola-duras de contorno, lo cual constituye otra razón paralimitar la altura de corte a 10-12 m por la necesidad demantener la precisión de la perforación.
2.1. Diámetros de perforación
Normalmente, se utilizan barrenos de pequeño diá-metro, debido a las siguientes ventajas:
- Mejor adaptación de los esquemas a los perfilesirregulares del t:;)~rer.o.
- Buena fragmentación de la roca al estar mejor dis-tribuido el explosivo. Se facilitará así la carga delescombro con equipos pequeños.
- Menor nivel de vibraciones y onda aérea.- Posibilidad de contratar los trabajos de perforación
y voladura, y- Menores daños producidos en la roca remanente y
por consiguiente costes de saneo y sostenimientoinferiores.
~
Los diámetros más utilizados oscilan entre los 65 y125 mm. Es habitual realizar las voladuras de destrozacon calibres entre 89 y 125 mm y las de contorno entre65 y 75 mm.
Salvo pequeñas secciones que pueden perforarsecon martillos de mano, y que sirven de plataforma detrabajo en las siguientes fases, los equipos de perfora-ción son normalmente carros de orugas con martilloen cabeza.
Como el diámetro de perforación se ve influenciadopor la altura del banco, en las excavaciones en trin-chera los barrenos pueden ser más grandes que en lasejecutadas a media ladera. De forma general debecumplirse la siguiente relación:
D = H/60
283
"-siendo: 2.3. Distribución de carga y reta cado
D = Diámetro del barrenoH = Profundidad de excavación.
En este tipo de voladuras, se emplean columnas deexplosivo selectivas con cargas de fondo de explosivos "-gelatinosos o hidrogeles y cargas de columna deANFO.
En la Tabla 21.2 se indican las longitudes recomen- "-dadas de las cargas de fondo y retacado para diferen-tes tipos de roca. Las alturas de las cargas de columnase calculan por diferencia entre las longitudes de los "-barrenos y la suma de las cargas de fondo y los retaca-dos.
2.2. Longitudes de perforación.
Las longitudes de los barrenos dependen de la alturade banco, de la inclinación, que suele ser de 15 a 20°, yde la sobreperfora-ción que se necesita según la resis-tencia de la roca:
L= ~+ [1 -~J
x Jcos ~ 100
"-
2.4. Esquemas de perforación
A. Excavaciones en trinchera '--
donde:Siempre se realizan con barrenos verticales, y según
sea la relación «H/D» se distinguen dos casos."-~ -= Angula con respecto a la vertical en grados.
H = Altura de banco (m).J = Sobre perforación, estimada a partir de la
Tabla 21.1.
a) SiH > 100 D. Es el más habitual para bancosde 10 a 12 m de altura. Los valores de la piedra y elespaciamiento se calculan a partir de la Tabla 21.3. .'--
TABLA 21.1'--
"-
"-
"-
TABLA 21.2
'--
'--
'--
'--
TABLA 21.3'--
'-..
'-
'-
284 '-
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)
VARIABLE DE Blanda Media Dura Muy DuraDISEÑO
< 70 70-120 120-180 > 180
SOBREPERFORACION - J 10 D 11 D 12 D 12 D
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
< 70 70 - 120 120 - 180 > 180
LONGITUD CARGA DE FONDO - Ir 30 D 35 D 40 D 46 DRETACADO - T j' 35 D 34 D 32 D 30 D
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
<70 70-120 120-180 >180
PIEDRA - B 39 D 37 D 35 D 33 DESPACIAMIENTO - S 51 D 47 D 43 D 38 D
~
b) Si H < 100 D. En estos casos la piedra se calculaa partir de la expresión:
1
1 [Q
]0,5
B = b
~ x~ x CEB cos ~
donde:'---'"
Qb = Carga total por barreno (kg).H = Altura de banco (m).
/ S/B = Relación entre el Espaciamiento y la Piedra(Tabla 21.4).
~ CE = Consumo específico de explosivo (Tabla21.4).
= Angulo con respecto a la vertical (Grados).'--'
~
'"-""
'"-""
'"-""
J
J
J
'
--/
'
,..'
B. Excavaciones a media ladera
Este tipo de obras puede llevarse a cabo según tresprocedimientos.
a) Barrenos verticales paralelos o en abanico
b) Barrenos verticales y horizontales
c) Barrenos horizontales o zapateras.
La apertura de las pistas de acceso señaladas en laFig. 21.2 con la letra «A» se realiza, normalmente, conel mismo equipo de perforación que después efectúa ladestroza, aunque con un diámetro menor, practicandobarrenos horizontales paralelos a la traza en númerosuficiente para abrir plataformas con una anchura en-tre 6 y 9 m. El ciclo de trabajo es discontinuo ya que
Figura 21.2. Tipos de excavacíones a medía ladera..J
--./ TABLA 21.4
.J
J
J
.../ 285
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
< 70 70 - 120 120 - 180 > 180
RELACION - S/B 1,25 1,20 1,15 1,15CONSUMO ESPECIFICO - CE (kg/m3) 0,30 0,35 0,42 0,49
después de cada pega es necesario retirar el escom-bro, generalmente con tractor, para proceder a perfo-rar la siguiente voladura.
.'FASE SIGUIENTE
Figura 21.3. Apertura de pistas de acceso para posterioresexcavaciones a media ladera.
La carga con explosivo encartuchado es muy pe-nosa, por lo que si no existe presencia de agua suelenemplearse cargadoras neumáticas de ANFO.
Las longitudes de retacado se determinan según laTabla 21.2 pudiendo utilizarse tacos de arcilla parafacilitar su ejecución y efectividad.
Las voladuras de zapateras tienen las siguientesventajas:
- Precisan trabajos de preparación mínimos.
- Los costes de arranque son bajos, debido a la boni-ficación de la roca que se desprende por gravedad.
Sin embargo, presenta serios inconvenientes que lashacen poco aconsejables en grandes proyectos:
- Proyecciones de roca importantes al actuar lascargas como en voladuras en cráter.
- El macizo residual queda muy deteriorado con ro-cas colgadas, y en ocasiones taludes invertidos.
Si la perforación se realiza verticalmente, se aplicanlos valores indicados en el punto anterior para el caso"H<100 D».
Cuando se utilicen barrenos horizontales o zapate-ras el cálculo del esq uema se hará a parti r ge la expre-sión: .f
S=3 x ~donde:
SDL
= Espaciamiento (m).= Diámetro del barreno (m).- Longitud del barreno (m).
Si la altura de banco es inferior a 5 m sóJo se utilizará
una fila de barrenos, entre 5 y 8 m dos filas y por encimade 8 m tres o más filas.
2.5. Secuencias de encendido
Las secuencias de encendido deben permitir una
286
"---
buena fragmentación y desplazamiento de la roca, almismo tiempo que se mantienen los niveles de vibra-ción dentro de unos límites aceptables.
El tamaño de las voladuras debe ser tan grandecomo sea posible para evitar los movimientos de ma-quinaria, interrupciones en el tráfico de carreteraspróximas, etc., y para ello se utilizarán explosores se- "---cuenciales o relés de microrretardo.
"---
'---A. Excavaciones en trinchera
Los esquemas más utilizados son los rectanqulares '---
Fig. 21.4 o triangulares equiláteros Figs. 21.5 y 21.6.
RELE DEMICRORRETARDO
8
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~- PUNTO DEINICIACION
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I '-...~-¡
Figura 21.4. Esquema rectangular con secuencia de encen-dido en "V1».
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Los esquemas triangulares recomendados son losde la Fig. 21.6, pues el dispuesto según la Fig. 2.1.5 dalugar a un perfil del talud irregular.
'--
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10
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PUNTO DEINICIACION
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Figura 21.5. Esquema triangular con secuencia de encen-dido en "V1».
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Figura 21.6. Esquemas triangulares con secuencia de en-cendido en "V" y en línea.
/
B. Excavación a media ladera
JLa dirección de salida de la voladura puede dispo-
nerse normal a la dirección de la traza o, más frecuen-" temente, paralela a la misma, Fig. 21.7. En el primer
.-/ caso, existe el riesgo de rodadura incontrolada de pie-dras ladera abajo y un mayor coste de la carga al tenerque realizar labores de limpieza, ya que el escombro no
J se encontrará recogido.Cuando en las voladuras se combinan barrenos ho-
rizontales y verticales, suele ser conveniente efectuarla excavación por fases, desescombrando el material
J de la primera pega antes de disparar la segunda. Si pornecesidades de la obra la voladura se dispone en una
~ sola sección, la secuencia recomendada debe ser la deJ la Fig. 21.8.
.../ 3. VOLADURAS DE ZANJAS
La excavación de zanjas con explosivos presenta una.J serie de características particulares que obligan a modi-
ficar los criterios de diseño de las voladuras en banco ya adaptar las mismas a la naturaleza cambiante de lasrocas, así como a tomar medidas especiales en lo refe-
.J rente al control de las vibraciones y proyecciones, pues
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~PUNTO DEINICIACION
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Figura 21.7. Secuencia de encendido en "V" con salida pa-ralela a la traza.
"
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\
Figura 21.8. Secuencia de encendido en sección con barre-nos verticales y zapateras.
es frecuente que tengan que realizarse cerca de núcle-os urbanos.
Se denominan zanjas a aquellas obras lineales desuperficie con una anchura comprendida entre 0,8 y 3 my una profundidad que puede oscilar entre 0,5 y 5 m.
Se utilizan en la construcción de drenajes, serviciosde alcantarillado, conducciones de agua y electricidad,gaseoductos y oleoductos.
287
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PUNTO DE
INICIACION
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IIRELE DE
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MICRORRETARDO
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El mayor confinamiento de la roca en estas voladurasobliga a la utilización de consumos específicos deexplosivo más elevados que en las voladuras en bancoconvencionales. Esta circunstancia, unida al empleo demallas de perforación más cerradas, da lugar a unoscostes de arranque altos.
3.1. Diámetros de perforación
La perforación de los barrenos se realiza siempre condiámetros pequeños, siendo normal la utilización demartillos de mano en las pequeñas obras urbanas ycarros de perforación ligeros en las excavaciones demayor envergadura.
Los calibres empleados dependen de las dimensio-nes de las zanjas, Tabla 21.5, y de las limitacionesimpuestas por los niveles de vibración admisibles.
TABLA 21.5
3.2. Esquemas de perforación
Los esquemas de perforación dependen básicamentede la magnitud de la excavación, pudiendo fijarse elvalor de la piedra en función del diámetro de los barre-nos, Tabla 21.6, y el espaciamiento a partir de la anchu-ra de la excavación, Tabla 21.7.
TABLA 21.6
TABLA 21.7
* En los barrenos de contorno se reduce el espaciamiento enun 20%.
288
\,~
'--
"-
/-
"-
'--
'--
Fot021.1. Voladura en zanja.
'-
3.3. Sobreperforación, retacado e inclinación
La sobreperforación "J" se suele tomar como 0,5 '----
veces el valor de la piedra,con un valor mínimo de 0,2metros.
El retacado se dimensiona normalmente con una lon- '---gitud igual a la de la piedra.
La inclinación de los taladros favorece la rotura en elfondo, por lo que se aconseja pertorar con ángulos con '--respecto a la vertical entre 26,5° y 18,5° (2:1 y 3:1).
3.4. Distribución de cargas y tipos de explosivos'----
Los explosivos más adecuados para la excavación dezanjas son aquellos con una alta densidady energía, \....
pues es necesario aprovechar al máximo la perforaciónefectuada. Así, se utilizan generalmente los explosivosgelatinosos, los hidrogeles y las emulsiones encartu- '-chadas.
En la actualidad se distinguen dos tipos de voladurasen zanja: las convencionales y las suaves. Las primerastienen esquemas desalineados en los que los barrenos "-
centrales se colocan por delante de los de contorno quesalen inmediatamente después. Fig. 21.9. Las cargasde explosivo en todos los barrenos son iguales. Las "-concentraciones de explosivo en la columna se disminu-yen en relación con la de fondo, situándose entre un 25y un 35%.
El tipo de voladuras denominado suave se caracteriza "-por tener los barrenos centrales alineados con los decontorno y utilizar cargas de explosivo distintas, segúnla posición de los barrenos, Fig. 21.10. En los centrales "-
las cargas de columna y de fondo se incrementan y enlos de contorno se reduce, mientras que el retacado sedisminuye en éstos últimos a una longitud de 10D.
Para calcular las longitudes de las cargas de fondo seutilizan las siguientes expresiones, Tabla 21.8, donde Hes la profundidad de la zanja a excavar en metros. \....
Las cargas de columna pueden formarse con agentesexplosivos (e.g. ANFO) de menor potencia y energía, ocon el mismo explosivo empleado en la carga de fondopero en cartuchos de menor diámetro.
'---
'--
'--
DIMENSIONESDE LASZANJAS DIAMETROSDE PERFORACION(m) (mm)
Anchura Al < 132 - 45
Profundidad - H < 1,5
Anchura Al > 150 - 65
Profundidad - H > 1,5
DIAMETRODE PERFORACIONVARIABLEDEDISEÑO
.f< 50 mm > 50 mm
Piedra - B 26 D 24 D
ANCHURADE LAZANJA- AZVARIABLEDE DISEÑO
< 0,75 m 0,75 -1,5 m 1,5 - 3 m
Número de Filas 2 3 4
Espaciamiento - S Al AZ/2 Al/2,6*
./'
donde:
X = Distancia horizontal entre la línea teórica de fon-
./' dos de barrenos y el comienzo de la rampa.
X= (H' + J') x (H/tag ex) - (H + J) x (H'/tag ex)
(H+J)-(H'+J')./'
Las ecuaciones anteriores pueden aplicarse al
cálculo de los esquemas para cada una de las filas de
./' una voladura en rampa.
Como los cálculos son muy repetitivos lo normal es
calcular mediante ordenador los diferentes esquemas,
tal como se indica en el listado adjunto. Tabla 21.9.
./ También se utilizan ábacos como el de la Fig. 21.14
ARENISCASD = 250 mm. PENDIENTE =B %
TABLA DE CARGAS
/150--I-12
Figura 21.14. Abaco de cálculo (Chung).
TABLA 21.9--------------------------------------------------------E5UlJEJ1A DE VOLADURA EN RA/"lPA--------------------------------------------------------DIAMETRO BARRENOI\LTURA DE BANCOESQUEMA B = SSOBREPERFORACIONPEND IENTE RAMF'A
(MM) =250(M) =12
=7(M)(M)(;.)
=1.8~13
/
/
Foto 21.2. Voladura en rampa para la apertura de un nuevo banco.
291
DISTANCIA./ HORIZONTAL(LD)
j PROFUNDIDADDEEXCAVACION(H)
¡O o
./10
20 \\2
./ 30 \
40 3 \ \,OBREPERF.(J)3 PIEDRA Y
50 4 \ f 4 ESPACIAM. (B)./ 60 5 9\ 6 8
70 .6 ,9\ . 7
/ 80 1 O \ .' ,
/ 1 5,' \ ¿110 9 1 6
1 7 \ t3120 . i 8 \
10 .' 1 9 2130 ..' 2 O
140 ' ,.' 21
ANFO
m, Kg.II
93 391
50 210
1 8 75
O 7 29 I,04 17
03 I 13
FILA - DISTANCIA - ALTURA - PIEDRA - SOBREPERF...........................***..................
1 143.00 11.44 6.73 1.732 136.26 10.90 6.48 1.66
. 129.78 10.38 6.23 1.604 1T5.54 9.88 6.00 1.54j 117.53 9."lO 5.77 1.486 111.75 B.94 5.56 1.437 106..19 B.49 ...>.":'...> 1.37
8 100.84 8.06 5.15 1.329 95.69 7.65 4.95 1.27
10 90.73 7.25 4.77 1.2211 rjj. 96 6.87 4.59 1. 18
12 10] 1. 37 6.50 4.41 1.1313 76.95 6.15 4 ..,- 1.09....>
14 72.70 5.81 4.09 1.0515 68.60 5.48 3.93 1.0116 64.67 5.17 3.79 0.9717 60.8B 4.87 3.64 0.9318 57.23 4.57 3.51 0.9019 53.72 4.29 3.37 0.8620 50.34 4.02 3.25 0.83
21 47.09 3.76 3.12 0.8022 43.96 3.51 3.01 0.77
23 40.95 3.27 2.89 0.7424 38.05 3.04 2.78 0.71...:...> 3j. 26 2.82 2.68 0.6926 32.58 2.60 2.58 0.6627 29.99 2.39 2.48 0.6328 27.51 2.20 2.39 0.6129 :'5.11 2.00 2.30 0.5930 :L'.81 1.82 2.21 0.5631 20.60 1.64 2.13 0.54'.c 18.46 1.47 2.05 0.52,e".' lf,.41 1.31 1.97 0.5034 14.44 1.15 1.90 0.48- 12. ;3 1.00 1.82 0.47'."">36 10.71 0.85 1.76 0.4537 8.94 0.71 1.69 0.4338 7.25 0.58 1.63 0.4139 5.62 0.44 1.56 0.4040 4.05 0.32 1.51 0.3841 2.54 0.20 1.45 0.3742 1:09 0.08 1.39 0.35
RELES DE MICRORRETARDO:15m -t>- 25 m ~
'--
"
"
"
"INICIACION
-;- 7060 80T
90
DISTANCIA DESDE LA CA8EZA DE LA RAMPA (m)
"50
T100
T110
T120
T130
T140
T150
Figura 21.15. Secuencia de encendido con relés de microrretardo en una voladura en rampa.
construidos. para unos datos de partida ya estableci-dos. En este caso con D = 225 mm, H = 12 m, J = 1,8m, P, = 8%.
En la Fig. 21.15 se representa la secuencia de encen-dido en una rampa empleando relés de cordón deto-nante, e iniciando la voladura en la zona más profundapara crear un hueco que sirva de cuele.
5. VOLADURAS PARA NIVELACIONES
Las voladuras de nivelación son típicas en la prepa-ración de solares para la construcción de edificios,instalaciones industriales, etc. Su ejecución debe serllevada a cabo por personal adiestrado, pues es pre-ciso un cuidadoso control sobre:
- La fragmentación, ya que en la carga y el transportese emplea maquinaria pequeña para circular porvías urbanas, y
- Las vibraciones, la onda aérea y las proyeccionesque deben mantenerse bajo umbrales de seguri-dad, pues en las proximidades es frecuente laexistencia de edificios y otras estructuras.
.r
5.1. Diámetros de perforación
El diámetro de los barrenos está condicionado por laaltura de banco, que suele ser pequeña, y las cargasmáximas operantes que son función del nivel de vibra-ción admisible.
Es posible establecer una primera aproximación aldiámetro más adecuado, a partir de la altura de banco,con la ecuación:
D = H/60
Aunque en la práctica los diámet"ros más habitualesse encuentran en el rango de 38 a 65 mm.
292
5.2. Longitud de perforación
Como las alturas de excavación son pequeñas, los "-barrenos se perforan con inclinaciones próximas a los60° pues se consigue una mayor fragmentación y es-ponjamiento, un buen despegue del piso y un nivel devibraciones más bajo.
La longitud de perforación se calcula con la expre-sión
'-
L =H
cos ~+ [ 1 -~ ] x J
100
donde:
~ = Angula del barreno con respecto a la vertical(Grados).
H = Altura media del terreno que ha de ser arran- "cado por el barreno (m).
J = Sobreperforación, que depende del tipo deroca y diámetro del taladro. Tabla 21.10.
5.3. Distribución de cargas y retacado
En la Tabla 21.11 se indican los consumos específi-cos de explosivo y las longitudes de retacado para losdistintos tipos de roca.
Ocasionalmente, los retacados pueden reducirsepara disponer de un mayor volumen de barreno quepueda alojar explosivo, pero nunca debe bajar de «25D" para evitar los problemas de onda aérea y proyec-ciones.
En cuanto a los tipos de explosivo, como las longitu-des de los barrenos son pequeñas, se utilizan normal-mente los explosivos potentes y de alta densidad.
5.4. Esquemas de perforación
La Piedra se determina a partir de la siguiente expre-sión:
[
Q
]
0.5B= - b
~x~ x CEB cos~
TABLA 21.10
J
J
J
TABLA 21.11
J
J
.//
~TABLA 21.12
_/
/
.../
/
donde:
./Qb = Carga de explosivo por barreno (kg).S/B = Relación entre el Espaciamiento y la Piedra.
Ver Tabla 21.12.H = Altura media del terreno (m).
CE = Consumo específico de explosivo (kg/m 3).~ = Angula con respecto a la vertical (Grados).
./
./ El cálculo de la Piedra debe repetirse para cada filasiempre que la cota media del terreno varíe.
Especial esmero debe ponerse en el re"planteo de
./
./ ,.83 82 ~
'~~-\
~./
./
./Figura 21.16. Ejemplo de voladura de nivelación.
./
este tipo de voladuras por las dificultades que entrañaun terreno irregular.
5.5. Secuencias de encendido
Como los barrenos laterales suelen tener salida libre,
cada una de las filas puede iniciarse con un mismotiempo de retardo o disponer secuencias en "V» sifuera preciso aumentar el tiempo de la pega por limita-ción de las vibraciones.
5.6. Voladuras con barrenos horizontales
En algunos proyectos, cuando la altura de los bancoses demasiado pequeña y es esencial dejar una superfi-cie final en la excavación lo más regular posible, la per-foración de barrenos horizontales presenta numerosasventajas. Estas pueden concretarse en:
- Perforación y consumos específicos menores- Tiempos de ciclo más cortos- Menores problemas de repiés- Reducido riesgo de cortes y mayor seguridad- Menor necesidad de accesorios- Posibilidad de disponer las protecciones sin afectar
a la carga de los barrenos.
293
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura< 70 70 - 120 120 - 180 > 180.
SOBREPERFORACION - J 10 D 11 D 12 D 12 D
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
<70 70-120 120-180 >180
CONSUMO ESPECIFICO - CE (kg/m3) 0,30 0,35 0,42 0,49RETACADO - T 35 D 34 D 32 D 30 D
RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
<70 70-120 120-180 >180
RELACION ESPAC.lPIEDRA - S/B 1,25 1,20 1,15 1,15
Los únicos inconvenientes que plantea son:
- La carga del escombro se debe efectuar antes decomenzar la perforación del siguiente módulo.- La fragmentación es más gruesa y la aparición debolos más probable.- La carga de los barrenos es más dificultosa.
A ~~
~f
t- L -i
~-~-É:~~ -~- -/
Figura 21.17. Voladura de nivelación con barrenoshorizontales
Los diámetros de perforación tienen que ser peque-ños para lograr buenos resultados. Así, suponiendounas alturas de excavación inferiores a 1,5 m, para undiámetro de los barrenos de 38 mm el espaciamientoentre éstos se calcula, en una primera aproximación,con la fórmula siguiente:
s = 0,7 x H"",
donde:
s = Espaciamiento (m) <t'H = Altura de excavación (m), inferior a 1,5 m.
." /
Dependiendo de la capacidad del equipo de perfora-ción, el ángulo de los barrenos estará entre 0° y 10°.
En lo relativo a las cargas, como las voladuras se rea- ~lizan contra un frente libre amplio y con una sola fila, nosuele precisarse carga de fondo, por lo que la carga enel barreno consistirá sólo en carga de columna.
Los retacados deberán tener una longitud mínima '---..-
entre 10D Y 20D, según el perfil del terreno y condicio-nes de trabajo.
Los consumos específicos típicos en las voladuras de ~
nivelación con barrenos horizontales están alrededor de
los 0,2 kg/m3.
~
6. VOLADURAS PARA CIMENTACIONES'------
La excavación con explosivos para las cimentacio-nes en roca presenta los siguientes problemas: '------
- No se dispone de un frente libre, lo cual dificulta lafragmentación y esponjamiento del escombro.
- La rotura de la roca debe adaptarse al perfil esta-blecido en el proyecto sin producir sobreexcava-ciones.
- Existen limitaciones para las vibraciones y proyec- '----ciones cuando se realizan los trabajos dentro denúcleos urbanos.
'---
"---
6.1. Diámetros y longitudes de perforación"---
Tanto para la selección del diámetro de perforacióncomo para la determinación de la longitud de los ba-rrenos, se aplica lo expuesto en las voladuras paranivelación.
'--
6.2. Distribución de cargas y retacado '---
Los consumos específicos de explosivo y las longi-tudes de retacado se fijan a partir de la resistencia de '--las rocas. Tabla 21.13.
Si se reducen las longitudes de retacado es preciso'disponer de algún sistema de protección adicionalfrente a las proyecciones. '--
Los explosivos que se emplean son por lo generalpotentes y de alta densidad.
'---
TABLA 21.13
294
'--
'--
'--
'--
'-
f--
RESISTENCIA A COMPRES ION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE
DISEÑO Blanda Media Dura Muy dura
<70 70-120 120-180 >180
!
CONSUMO ESPECIFICO - CE(kg/m') I
0,35 0,42 0,50 0,60
RETACADO - T i35 D 34 D 32 D 30 D
éste son aproximadamente la mitad que con un explosi-vo normal, reduciéndose así el riesgo de proyecciones yde vibraciones.
A continuación se ven algunas de las aplicacionesmás frecuentes de las minivoladuras.
7.1. Zanjas para cables
Las zanjas para cables frecuentemente tienen unaprofundidad limitada, por lo que resultan obras especial-mente adecuadas para efectuar con el método de lasminivoladuras. Los barrenos de 22 mm de diámetro serecomienda perforarlos con inclinaciones de unos 18°(3:1),por lo que las reglas de cálculo que se aplicanpara zanjas con una profundidad entre 0,3 y 0,6 son lassiguientes:
L = H + 0,2B = 0,018 DT= B
Ob = 0,2 x H
siendo:
H = Profundidad de la zanja (m)D = Diámetro de los barrenos (mm)B = Piedra (m)T = Retacado (m)Ob = Carga por barreno de explosivo potente
(kg)
Figura 21.19. Secuencia de iniciación de mini"'(;oladurasenzanja para cables.
7.2. Zanjas para tuberías
Si la profundidad de las zanjas es inferior a 0,8 m elmétodo de las minivoladuras resulta un procedimientoadecuado, que al permitir hacer un mejor uso de laenergía del explosivo da lugar a un menor riesgo deproyecciones y reducidos niveles de vibración.
Manteniendo los parámetros básicos indicados en laszanjas para cables, al ser las anchuras de las excava-ciones mayores, las cargas se calculan con la siguienteexpresión:
296
Ob = 0,03 + (H - 0,3) x 0,25
donde:
H = Profundidad de la zanja entre 0,3 y 0,6 m.
El número de filas de barrenos se determina en fun-ción de la anchura de la zanja.
TABLA 21.14
1.°1 ~
1~ldFigura 21.20. Secuencias de iniciaciónde minivoladurasen
zanja para tuberías.
7.3. Hoyos para postes y vigas
El empleo de explosivos para la apertura de los hoyosen roca destinados a sujetar postes o vigas verticaleses antiguo, pero las cargas convencionales dejan hue-cos en forma de cráter que exigen en muchos casos lautilización de vientos u otros elementos de anclaje ytambién material de relleno.
Cuando los huecos tienen un diámetro inferior a 0,6m la técnica de las minivoladuras con explosivos espe-ciales ha abierto un nuevo campo. Los barrenos de 22mm de diámetro se perforarán paralelos, dejando uno odos de mayor diámetro vacíos, y cargando el resto conexplosivo especial de alta potencia hasta cerca de 6 cmde la superficie.
Los consumos específicos son altos, al igual que enlos cueles de barrenos paralelos.
Con el fin de conseguir la fragmentación y expulsiónadecuadas de la roca fragmentada, se dejarán entrebarrenos consecutivos un mínimo de 60 ms de tiempode retardo en la secuencia de encendido.
B ..,
O'4I
81 83 85 87 89
k2 .4 .6 8a
o{81 82 83 84 85
.1 82 83 84 85'"" B
...1
ANCHURADE LAZANJA NUMERODE FILAS(m) DE BARRENOS
0,8 - 1,2 3
1,5 - 2,0 4
8/3......,
82 84 86
81 83 8S
82 B 84 86Ioc ..,
%t-'
82 84 8681 83 8S
81 83 8S82 B 84 86l. ..1
-"OIAMETRO 0,3 m
~
.../
'-..."'-
d, '"'\
~7\IJ
I
'11"- ,/" /'"""'-8--
13 d,= 6cmdo= 8 cmd3= 14 cm
J
./-/
é'sf
II\~.../
.../o " 28alL34mm." 22mm
OIAMETRO 0,6 m.../
.../
13
8-/'"./ "-
11 ./ ~ 9
I \I 5 7 II J\ 1 .!
9 tt, ~11" /'-.. /'
d,=6cm13 d. = 8 cm
d3=10cmd. =12cm
J
J
-'
./ Figura 21.21. Esquemas de perforación para hoyos de 30cm y 50 cm de diámetro.
8. PREVOLADURAS./
Los equipos de arranque directo empleados en lasexplotaciones a cielo abierto tienen unas limitaciones
-' de aplicación impuestas por las características geo-mecánicas de los macizos rocosos. Estas pueden ex-presarse en términos de velocidades sísmicas de pro-
./ pagación, tal como se refleja en la Fig. 21.22.En algunos casos, aunque la excavación sea posible,
los rendimientos obtenidos pueden ser m'lJY bajos yresultar antieconómicos frente a otros sistemas alter-
./ nativos.La prevoladura es una técnica que consiste en au-
mentar la fracturación natural del macizo rocoso, sin./ prácticamente desplazar la roca, mediante la utiliza-
ción de explosivos, con vistas a que los equipos dearranque: tractores, excavadoras, rotopalas, etc., al-
./ cancen unos rendimientos altos con unos costes mí-nimos.
Los diámetros de perforación y alturas de bancoutilizados dependen básicamente de las máquinas queactúan despuésde las prevoladuras.Tabla 21.15. Enmuchos casos la altura de las tongadasestá tambiénlimitada por la longitud de las varillas o barras deperforación, pues en dichas operaciones se intentan
./
./
./
eliminar los tiempos de maniobras realizándolas enuna sola pasada.
Los consumos específicos en cada caso dependende las características de los equipos de arranque ycarga, y de las propiedades resistentes de las rocas.
En la Tabla 21.16 se indican las relaciones aproxi-
V[lOCIDAD "SMOCA 1m 1..,.1
'000 40002000 5000
ARRANQUE MANUAl.
TRACTOR -MOTOTRAILLA(Sin rl.'d')
TRACTOR -MOTOTRAILLAI Con".'d')
PAI.A CARGADORA
EXCAVADORA HIDRAUI.ICA
EXCAVAOORA DE CA81.ES
DRAGALlNA SOBRE ORuGAS
ORAGALlNA DE ZANCAS
ROTOPALA
EXC:WADORA DE DESMONTE
c::::::J P DSOBl E _.AR.'NAl c:J ,.POSOBlE
Figura 21.22, Campos de aplicación económica deequipos de arranque en función de las
velocidades slsmlcas.
TABLA 21.15
TABLA 21.16
297
- .-- . ---
I I
I I_0"0' "-0,..0
I I
I I0'0 -...... 'o'"
I I..0,..",00-o'
I I I
I I'0..0000'
I I'0"00000"'0"'"
, I"0"'-0" 0""0
ALTURA DIAMETROMAQUINA DE DE BANCO, DE PERFORA-ARRANQUE H (m) ClaN, D (mm)
Tractores de orugas 2-4 50 - 125
Excavadoras de ca-bles e hidráulicas.Dragalinas y rotopa-las 10 - 15 125 - 250
VELOCIDAD CONSUMOMAQUINA DE SISMICA ESPECIFICOARRANQUE (mis) (g ANFO/m3)
Tractores de orugas(575 kW) 3.000 230
(343 kW) 2.500 130
(250 kW) 2.000 130
(160 kW) 1.200 80
Excavadora decables 1.800 180
Excavadorahidráulica 2.000 190
Dragalina 1.500 220
Rotopala 1.200 110
madas entre las velocidades sismicasmáximas y losconsumos especificos de explosivo, referidos al ANFO,para llevar a cabo adecuadamente las prevoladuras. Esde destacar que conforme las velocidades bajan en elmismo sentido lo deben hacer las cargas de explosivo.
Los esquemas de perforación pueden ser cuadradoso al tresbolillo con ,,8 = S".
En cuanto a la inclinación de los barrenos, con diá-metros pequeños y pequeñas tongadas como el únicofrente libre suele ser la propia plataforma de trabajo, serecomienda llegar a ángulos próximos a los 45°, lo cualobliga a ir a sobreperforaciones entre ,,15 y 20 D». Enlos grandes diámetros con mayores alturas de banco silos equipos son rotopercutivos se puede realizar laperforación con inclinaciones entre 15° y 30° Y si losequipos son rotativos entre 15° y la vertical.
En cuanto al cebado, se aconseja realizar éste concordón detonante y en caso de emplear detonadoressituarlos en cabeza.
El tamaño de las voladuras interesa que sea lo mayorposible, a fin de que en su ejecución y extracción delmaterial no se vean afectados los equipos de carga ytransporte.
En general, no deben existir problemas de proyec-ciones si se efectúa de forma adecuada el retacado conuna longitud mínima de ,,35 D» y sólo las vibracionespueden ser causa de limitación. No debe olvidarse queen este tipo de voladuras las cargas están más confi-nadas y en comparación con una pega convencionallas vibraciones son mayores.
Para reducir este problema es posible emplear re-lés de microrretardo como se indica en la Fig. 21.23,pero eligiendo unos tiempos no demasiado grandes,ya que la dirección principal de movimiento de la rocaes hacia la superficie y existe cierto riesgo de cortes.
-~ sPUNTO DEINICIACION
- -- --- -----
""'"
PRIMER BLOOUEDE BARRENOS
- ~----RELE DE15m,
~ ~ ,;' ~ r
Figura 21.23. Prevo/adura disparada con cordóndetonante de bajo gramaje y relés de microrretardo.
298
~9. VOLADURAS COYOTE
En algunos casos especiales, el método más econó-.mico de realizar desmontes en terrenos montañosos u ' /
obtener material de escollera en canteras consiste enutilizar las "voladuras coyote". Estas se realizanmediante una serie de pequeñas galerías principales, ' /
excavadas al nivel de la plaza de la cantera y perpendi-culares al frente, desde las cuales se efectúan recortes
o transversalesparalelosal pie del talud,dentrode los " /
que se colocan las cargas de explosivo, Fig. 21.24.La distribución espacial del explosivo es muy deficien-
te, razón por la que estas voladuras sólo son aconseja-blesen macizosintensamentefracturadoso cuandose ' /
quiere producir escollera.
'---"
1.- 25 mI "1
': 1JC._~25m .~
' /Planta
(O) Sección
' /
~30 m I
I
25 m :
25 m ,
Frente
' /
Planta' /
(b)Sección
' /
Figura 21.24. Esquemas de labores subterráneas en voladu-ras coyote con diferentes alturas de desmonte.
,~
Los mejores resultados se obtienen generalmentecuando los frentes tienen alturas entre 20 y 30 m, paraalturas superiores es preciso realizar una segunda serie ' o
de transversales. La longitud de las galerías principalesse aconseja que sea de 0,6 a 0,75 veces la altura del'frente de cantera, Fig. 21.25.
Una vez colocadas las cargas de explosivo dentro de ~los transversales, se debe proceder a tapar la galeríaprincipal con bloques de roca, o preferiblemente congrava, para que'actúe como lo hace el retacado de los ,~barrenos.
El cálculo de las cargas puede hacerse a partir de lasiguiente fórmula:
Q = K1 . K2 . 83
Donde: '----
Q = Carga de explosivo (kg).K1 = Factor que depende del tipo de explosivo.K2 = Factor que depende de las características de la
roca.
B = Distancia desde el centro de gravedad de la cargaa la superficie libre (m).
'----
" "
'---"
/10.2.2. Dimensionado de las cargas de explosivo
Los consumos específicos necesarios para los dife-/ rentes trabajos varían en un rango amplio, dependiendo
del tipo de material, geometría y grado de compactacióndeseado. Comúnmente, los consumos específicos utili-
/ zados se encuentran entre los 15 y los'30 g/m3.En la práctica se sigue una simple regla para la distri-
bución de las cargas, basada en el criterio del Número
/ de Hopkinson para la licuefacción. Las fórmulas utiliza-das son las siguientes:
- Para licuefacción total:
0'/31 R = 0,17 ó mássiendo:
R = Distancia entre cargas (m).O = Carga de explosivo (kg).
- Para evitar la licuefacción:
0'/31 R = 0,12 ó menos.
Considerando que «Ht', es el espesor de material aconsolidar, generalmente entre 2 y 1O m, y la longitudde carga «1»,el criterio de diseño se establece a partirde:
0= 0,050. 13,
siendo:
I = 2/3 . H¡
El centro de la carga debe estar aproximadamente a2/3 H¡ del techo del estrato o capa a densificar.
Las expresiones anteriores sirven para una primeraestimación, dentro de los objetivos generales de un pro-yecto de tratamiento de materiales sueltos.
En cuanto a los esquemas de perforación pueden serrectangulares o al tresbolillo, aunque generalmente seutilizan éstos últimos por presentar una mejor distribu-ción espacial del explosivo.
Como criterios básicos a tener en cuenta cabe indicar
lo siguiente:
- Pequeñas voladuras sucesivas son mejore~ue unasola voladura grande. Así por ejemplo, en el caso dela Fig. 21.27 se dispararían primero conjuntamentelas filas 1 y 7, después la 2 y 6 al cabo de 24 horas, yasí sucesivamente. .
- El grado de consolidación decrece en cada una delas voladuras sucesivas, pero el resultado final esmejor que con una única voladura.En un esquema prefijado dos cargas de X kg dentrode un mismo barreno producen un mejor resultadoque una única carga de 2X kg por barreno, Fig.21.28. Esto conduce a un menor consumo específi-co de explosivo por m3 de suelo objeto de consolida-ción.
El tratamiento de los terrenos mediante voladuras en
filas tiene la ventaja de someter al material de las filas
Figura 21.27. Esquema de voladura con barrenos al tresbolíllo.
adyacentes a diversas cargas cíclicas por el paso suce-sivo de las ondas de choque. Solymar (1984) ha puestode manifiesto que puede conseguirse una mayor conso-lidación de los terrenos sometiendo a éstos a diversas
pasadas de voladuras que con.una sola con superiordensidad de carga.
10.2.3. Tipos de explosivos
El criterio básico que se sigue en la selección del tipode explosivo es la seguridad. Los explosivos empleadosdeben soportar las presiones dinámicas de los barrenosadyacentes disparados o cargas secuenciadas dentrode un mismo barreno, de manera que no detonen porsimpatía o se supere la presión de muerte.
Por otro lado, como la colocación de las cargas dentrode los barrenos se suele hacer a través de las propiassartas de perforación o entubación, existe un riesgo dealtas temperaturas en algunos tramos y, también, la
ESPACIAMIENTO~ 1,5 x RCANTIDADDEEXPLOSIVO~ 100 UNIDADESCONSUMOESPECIFICO~ 1,0 UNIDAD
ESPACIAMIENTO ~ 2,0 x RCANTIDADDE.EXPLOSIVO ~ 236 UNIDADESCONSUMO ESPEClnco ~ 1,33 UNIDADES
SUPERFICIE DEL TERRENO
"\/I j ,\ -R- i
1\'" /1 /1I 11 I
I 1 I 1I I 1
1 1 I, I I
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NIVEL INFERIOR DEL ESTRATO DENSInGADO
Figura 21.28. Comparaciónde esquemas con cargas conti-nuas y seccionadas.
301
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posibilidad de atranques. Es por ello que se deben usarexplosivos de baja sensibilidad al impacto y al calor.
También es frecuente que las arenas a consolidarpresenten un cierto grado de saturación de agua, por loque los explosivos deben ser resistentes a la misma.
Por todo lo indicado, los explosivos más indicadosson los hidrogeles y las emulsiones, y en el caso deriesgo de presión de muerte los mismos productos, perosensibilizados con microesferas de alta presión.
10.2.4. Tiempos de retardo
No existen unas reglas rígidas en lo relativo al retardoentre cargas. No obstante, se ha comprobado que dis-parando las cargas superiores dentro de los barrenossecuenciados se produce un «preacondícíonamíento»en la zona inferior, como consecuencia del aumento dela presión de poro, que hace más efectivas a las cargasinferiores. Esto permite el empleo de cargas de explosi-vo mucho más pequeñas en el fondo de los barrenos.
El estado de preacondicionamiento da lugar a unafuerte caída de las tensiones efectivas totales.
En los últimos proyectos realizados se han llegado autilizar retardos entre filas, dentro de una misma voladu-ra, entre 500 y 3.000 ms.
10.2.5. Iniciación de las voladuras
El sistema de iniciación que se aconseja, por su sim-plicidad y seguridad, es el constituido por el NONEL.Además de las características apuntadas, permite efec-tuar de manera eficiente el seccionado de cargas dentrode un mismo barreno y jugar de una manera más versá-til con los tiempos de retardo.
Durante la carga de los barrenos deben tomarse pre-cauciones para no dañar los sistemas de iniciación.
10.2.6. Control de las vibraciones
El retardo entre la detonación secuenciadá de las car-.gas de explosivo, además del efecto de preacondiciona-miento de los materiales a tratar, sirve para reducir laintensidad de las vibraciones terrestres. .r
No debe olvidarse que las cargas se encuentran total-mente confinadas, por lo que una gran parte de la ener-gía producida por el explosivo se transforma en ondaselásticas. Por otro lado, en este tipo de voladuras lasfrecuencias de vibraCión del terreno son por lo generalmás bajas que las que aparecen en los trabajos de vola-dura de rocas. Estas vibraciones, aunque no tengangran intensidad, son más peligrosas para las estructu-ras construidas, pues las frecuencias dominantes seaproximan a las frecuencias de resonancia característi-cas.
Por todo ello, se aconseja que cuando se inicie unproyecto de voladuras para densificar suelos se lleve acabo paralelamente un estudio y control riguroso de lasvibraciones generadas.
302
10.2.7. Asentamientos asociados a la consolida-ción
'--
Numerosos ensayos efectuados en distintas obras ',-han demostrado que, cuando se trata de arenas sueltas,el efecto de consolidación llega a una distancia un 50%superior a la profundidad a la que se encuentran las car- "-
gas de explosivo. Al aumentar la densidad disminuye laprofundidad del efecto a un rango entre 1,2 Y 1,3 la pro-fundidad de la carga, Fig. 21.29. "-
R f'\cix '-
--- '------/H
~r 1+,~"- I -
// 2
//'"
'--
"-
Figura 21.29. Cubeta de asentamientos (1)Y zona de con-solidación (2) al dispararse una carga de explosivo enterrada.
"-
Si se define como zona de influencia aquella parte de "-la superficie cuyo asiento es mayor de 1 cm, se tieneque el radio máximo de esta zona es:
Rmáx' = K . Q'/3.'-.
El coeficiente «K» se recoge en la Tabla 21.19 paradistintos tipos de suelos. "-.
TABLA 21.19
'-.
'-
'-.
Los asientos que experimentan los terrenos tratadospueden llegar a ser muy importantes, así por ejemplo enuna obra efectuada en Valencia se midieron descensosen 24 h de hasta 70 cm.
'-.
"
11. VOLADURAS APLICADAS A LA RESTAURA-CION DE TERRENOS. VOLADURAS GEOECO-LOGICAS. "
Hoy en día, existe un gran número de canteras aban-donadas y otras en explotación en todo el mundo. Enmuchos casos, tanto su localización como su diseño haobedecido exclusivamente a criterios de tipo geológico,técnico y económico.
"
TIPO DE SUELO DENSIDAD K
Arena fina 0-0,2 25-150,3-0,4 8-7
>0,4 >7Arena media 0,3-0,4 8-7
> 0,4 >6
.../
El paisaje es actualmente un recurso natural cada vez- más demandado. Este puede definirse como la parte
fácilmente perceptible, polisensorialmente, de un siste-.../ ma de relaciones que subyace al territorio. Está consti-
tuido e influido por los materiales geológicos y sus for-mas fisiográficas, por la vegetación que cubre los terre-
J nos y los colorea, por las actividades del hombre querepuebla, cultiva, etc.
No hay duda que la minería a cielo abierto produce
J notables impactos visuales, como consecuencia de lasgrandes excavaciones y depósitos de estériles, que danlugar a importantes modificaciones fisiográficas y pérdi-das de calidad del paisaje.
Dentro de las labores de recuperación el remodeladose configura como una de las operaciones principales,
~ pues facilita el establecimiento de un sustrato estable y../ permite controlar la erosión hídrica. En los frentes roco-
sos de las canteras los procesos erosivos y meteorizan-", tes actúan desde que éstos se abandonan, pero para
../ llegar a unas formas similares a las del paisaje naturaltendrían que transcurrir cientos o miles de años. Esta esla razón por la que desde hace poco tiempo se están
""' estudiando nuevas técnicas para acelerar tales proce-../ sos mediante el empleo de explosivos en las voladuras
denominadas geoecológicas.""' A continuación, se describen distintas posibilidades../ de aplicación de las técnicas de perforación y voladura
a los trabajos de restauración, tanto de huecos de exca-vación como de escombreras de estériles,
/
.../
11.1. Modelado de los huecos finales de excava-ción
/
Una vez alcanzada la posición final de los taludesgenerales de los huecos proyectados, tanto si se trata
../ de un frente escalonado o con banco único, se procedea aplicar algunas de las técnicas de tratamiento de
~ éstos. Dichas técnicas dependerán de las condiciones/ de estabilidad, tipo y dimensiones del frente, disponibili-
dad de materiales de relleno, naturaleza del mismo, yposibilidad de simultaneidad de algunas de las actuacio-nes técniGas.
/ Una práctica habitual es la realización de voladurasde contorno, precorte o recorte. Los frentes de los talu-
. des excavados con este tipo de voladuras suelen tener/ pendientes elevadas, pues, entre otras cosas, se persi-
gue generalmente que el talud general tenga lE!máxima" inclinación posible para mover poco estéril o'fecuperar/ un mayor volumen de reservas. Esas inclinaciones son
excesivas para la instauración de la vegetación, salvopara los líquenes o musgos que puedan aparecer al
, cabo del tiempo si las condiciones son favorables. Por../ este motivo, desde el punto de vista de la restauración,
la presencia de superficies lisas, compactas y muy" escarpadas, como las que se consiguen con las voladu-/ ras de contorno, suponen un inconveniente para la reve-
getación.Con el fin de aportar a los taludes finales un aspecto
más natural y poder alcanzar superficies más tendidas y/ con un mayor porcentaje de finos capaces de aportar
elementos nutrientes y un sustrato con una mayor" potencialidad de suelo puede recurrirse a las técnicas/ siguientes de voladura:
/
A. FRENTES DE BANCO UNICO
En taludes de un solo banco en roca, de grandesdimensiones, se pueden realizar los siguientes tipos devoladura.
Voladuras de remodelado parcial a lo largodel frente .
Consisten en la perforación de barrenos bastanteespaciados entre sí, que una vez disparados provocanel arranque de la roca por delante de los mismos, depo-sitándola al pie del talud conformando montones demenor pendiente sobre cuyas laderas se sembrará.Como las grietas generadas por cada dos barrenos nollegan a interconectarse el contorno del talud se veráirregular, Fig. 21.30 a.
Voladura de remodelado total en el frente
Si además de tender el ángulo de talud se buscacrear pequeñas bermas o repisas donde se acumule elmaterial fragmentado para favorecer la revegetación,las voladuras se perforan con varias filas de barrenos,teniendo cada una de ellas diferentes profundidades,Fig. 21.30 b.
~fl-~/SEcaeN
_/---
, - VOLADURA DE REMODELADO PAROAL
~¡r /--
b. - VOLADURA DE REI.fODELADO TOTAL
Figura21.30. Voladuras diseñadas para el remodelado delfrente de un banco único de excavación.
303
B. Frentes con varios bancos
En los taludes finales en los que se hayan dejadovarios bancos, con sus bermas respectivas, se podránaplicar las siguientes técnicas de voladura.
Voladuras de descabezamiento para el rellenoparcial de las bermas
Con estas voladuras no se modifica la pendientegeneral del talud, pero sí la de la cara de los bancos,pues al fragmentar la roca de la parte alta de éstos ydejarla depositada en las bermas horizontales, losángulos que se alcanzarían estarán comprendidos entrelos de reposo del material proyectado (33° a 38°) y losde la roca excavada por acción del explosivo, quedependerán de la inclinación de los barrenos.
El diseño de las voladuras debe ser tal que garanticela integridad del macizo rocoso residual; para ellopodría recurrirse a la combinación de las técnicas deprecorte y de las voladuras amortiguadas, con una odos filas.
Voladuras puntuales para la excavación de hoyos
Esta técnica de tratamiento de los taludes consiste en
la perforación de pequeños barrenos y disparo de car-gas que con pequeña longitud, aproximadamente 80,como si se tratara de cargas esféricas, permiten por laexcavación en cráter crear los hoyos necesarios para laimplantación de especies arbóreas y aumentar ligera-mente la fracturación natural del macizo rocoso paraayudar al desarrollo radicular de la vegetación.
En ocasiones, como se realiza en algunas canterasdel Japón, sólo se perforan barrenos, incluso inclinados,sobre las caras de los bancos para proceder posterior-mente a la plantación.
11.2. Modelado de escombreras y tratamiento desuperficies
Las escombreras son estructuras destinadas a alojarlos estériles que se producen durante la explotación delos minerales. Tanto en minería subterránea como a
cielo abierto se generan estos materiales de desecho,pero en mucha mayor cantidad en este último sector.
,.:'
Estabilización y remodelado de escombreras
Durante la construcción de las escombreras aparecencon frecuencia fenómenos de inestabilidad o de riesgopotencial, en forma de abombamiento, que es precisocorregir.
Los abombamientos de cresta, que se forman cercade la cabeza de las escombreras con unas sobrepen-dientes cóncavas del frente superiores a los ángulos dereposo de los materiales, están provocados por la defi-ciente segregación y por la trabazón de los bloques quepueden producirse en la parte alta. Aunque en la prácti-ca puede continuarse vertiendo, si la sobrependiente escontinua se puede generar un rápido asentamiento queafecte a la parte superior de la escombrera y obJigue al
304
"--cierre temporal de esa zona de vertido. En la Fig. 21.31se representa una sección transversal de un vertederodonde para eliminar el riesgo de rotura del borde, bajo elpesode los volquetescargados,se disponendos filas '----de barrenos, con las que se consigue reducir la pen-diente en el nivel más alto de dicha estructura.
'--
,~
,'-
',--
'---PERFIL APROXIMADO DESPUES DE LA VOLADURA
Figura 21.31. Estabilización de una escombrera.'--
En lo referente a las cargas de explosivo, si éste se '--utiliza a granel, pueden prepararse con tubos de plásti-co o PVC para evitar la pérdida entre los huecos exis-tentes y garantizar la continuidad de las columnas e ini- "-ciación de las mismas. Como los materiales ya seencuentran fragmentados y sólo se necesita una peque-ña removilización, los explosivos adecuados son aque-llos que desarrollan una elevada Energía de Burbuja o '--volumen de gases, tales como el ANFO y sus derivados.En el momento del disparo, debe prestarse un cuidadoespecial y tomar las medidas de 3eguridad adecuadas '--frente a las posibles proyecciones, retirando todos losequipos mineros próximos al área de voladura.
"-
Descompactación y preparación de los hoyos
Uno de los factores físicos que afecta al crecimiento '-de la vegetación es el nivel de compactación de los sue-los. En el caso de las escombreras el paso de la maqui-naria, fundamentalmente volquetes, da lugar a la exis- "-tencia de capas compactas próximas a la superficie queimpiden el normal desarrollo de las raíces, tanto porfalta de aireación como por resistencia mecánica a lapenetración. Las capas compactas con alto contenido "-en arcilla, cuando están húmedas, son relativamenteimpermeables al agua y al aire.
La descompactación suele efectuarse con equipos "-mecánicos, tractores de ripado, arados subsoladores,arados escarificadores, etc.
La presencia de algún bolo aflorante de gran volumen "-puede exigir para su fragmentación el empleo de explo-sivos, pero tales situaciones no son frecuentes si en laplanificación del proyecto se contempla la utilización demateriales finos o suelos retirados y apilados para la "-
recuperación de los terrenos.En cuanto a las superficies excavadas, suelen ser
compactas con un porcentaje de finos muy pequeños, "'-
"-
/
/
",O:ETACj- ~~J~.¡ ~a~.Q~
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-. Q,P -~ARADE ~ ~ -~- 0-C,~ ~ ~::c-- -es -= --=-- -===-== --OCC =<:::)~~ ..= =-""""" = O -
O. ---->o..-J O - Q--- -
/
/
/ CARTUCHODE EXPLOSIVO
---~-
/ Figura 21.32. Fisuración con explosivo de un estrato compacto.
que imposibilitan el establecimiento de la vegetación,tanto más cuanto mayor sea la pendiente.
Un procedimiento muy empleado en estos casos parafacilitar la revegetación de las plataformas o plazas delas canteras consiste en disparar pequeñas cargas de
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305
,/
En las Tablas 21.17 y 21.18 se dan unos valoresorientativos de los valores de K1y K2'
/
TABLA 21.17
I
I
TABLA 21.18
Los consumos específicos normales para un esque-ma de galería en T simple oscilan entre 0,5 y 0,75kg/m3, mientras que para T múltiples el consumo para laprimera T varía entre 0,6 y 0,75 kg/m3 y para la última Tentre 0,75 y 0,9 kg/m3, con unos valores medios paratoda la voladura de 0,7 a 0,85 kg/m3.
La pila de escombro generalmente presenta una altu-ra 1,5 veces menor que la altura del frente, sin embargola roca fragmentada se desplaza hasta 1,5 a 2 H desdeel pie original del frente.
TH' ALTURA I
"
CARGA
l. 0,6 a 0,76 H I
(o)
PERFIL DE LA PILADE ESCOMBRO
,~' ,fIIIIII
A
NUEVOFRENTE
~.,,»-""""""'~ 1,6 a 2,0 H ~(b)
Figura 21.25. Esquema de distribución del material rocosoen una voladura coyote, antes de disparar/a (a) y después de
disparar/a.
10. VOLADURAS DE CONSOLlDACION DE TERRE-NOS SUELTOS NO COHESIVOS
Las voladuras de consolidación han sido utilizadas
durante los últimos cincuenta años para aumentar ladensidad de suelos sueltos no cohesivos. Es una técni-
ca particularmente indicada para tratar materiales quese encuentran a una profundidad excesiva para las téc-nicas convencionales. Aunque las voladuras de consoli-dación se han utilizado para limitar los asentamientos,son más comúnmente empleadas para prevenir la licue-facción de sedimentos bajo cimentaciones o apoyos. El
- fenómeno de licuefacción puede aparecer por la aplica-ción de cargas rápidas, asociadas a tensiones de ciza-lIamiento o a actividad sísmica.
Las voladuras de consolidación de sedimentos suel-
tos fueron usadas por primera vez en Rusia en 1936(Ivanov, 1980). Desde entonces esta técnica de voladu-ras se ha aplicado en las cimentaciones de presas(Solymar, 1984; Ivanov, 1980), también, para mejoraruna plataforma de perforación en el Artico (Stewart yHodge, 1988), en rompeolas o espigones portuarios(Carpentier et al, 1985) y, más recientemente, en Chico-pee, Massachusetts, en una zona de 35.000 m2 sobre laque se quería construir edificios industriales y comercia-les, estando el subsuelo constituido por un depósito dearenas aluviales saturadas, con un espesor máximo de15 m y, también, en el tratamiento del dique de unapresa de residuos de arenas bituminosas en la mina deSuncar Oil Sands, cerca de Fort McMu~ray en Alberta,Canadá (1991).
En España existe un antecedente de una obra enValencia en la que en el año 1987 se aplicó este proce-dimiento para consolidar una capa de arena de 17 m deespesor. .
10.1. Mecanismos presentes en las voladuras deconsolidación
La detonación de cargas explosivas en arenas sueltasprovoca en ellas la licuefacción. El mecanismo de densi-ficación de las arenas por voladuras comprende tresetapas básicas:
1. Inmediatamente después de la detonación, la ondade choque se propaga a través del medio, rompien-do todas las uniones existentes entre las partículasde arena, tanto las debidas a la fricción como a lacementación. Esto da lugar a una disminución mar-ginal de la densidad y a la anulación de las tensio-nes efectivas durante un corto período de tiempo.
Los granos de arena comienzan inmediatamente areagruparse o colapsar, con una estructura estadís-ticamente más densa o compacta. La disminucióndel volumen de huecos incrementa la presión deporo y expulsa parte del fluido existente de laestructura colapsante. El efecto de la detonación esconsiderablemente mayor en el caso de suelos par-cialmente saturados con agua que en el caso de unsuelo totalmente saturado. Una buena parte delfenómeno de densificación, probablemente, tienelugar durante esta etapa en la que puede perdurarhasta 24 horas.
2.
299
TIPO DE EXPLOSIVO VALORESDE K1
Gelatinoso 0,17ANFO 0,25
TIPO DE ROCA VALORDE K2
Roca blanda 1,2 - 2Roca media 2,2 - 3Roca dura 3,2 - 3,5Roca muy dura 4 - 4,5Roca agrietada pero sólida 3-5
3. Una vez que se ha disipado el exceso de presión deporo, la densidad aparente del suelo, reflejo de laresistencia a la penetración, continua incrementán-dose durante un período de hasta seis meses. Unfenómeno similar de curado o envejecimiento se haobservado en probetas de laboratorio y en materia-les depositados recientemente.
Actualmente existen varias teorías para explicar por-que se produce en los materiales tratados un aumentode la resistencia a la penetración -CPT (Cone Penetra-tion Test) con el tiempo. Schmertmann (1987) sugiereque tal incremento es debido a la recuperación de lastensiones horizontales. La orientación de los granos ylos lazos o contactos con fricción entre ellos gobiernanel desarrollo de dichas tensiones horizontales en lossuelos, estando acompañada de una lenta disipación de .las presiones de poro intergranulares.
10.2. Diseño de voladuras de consolidación
El objetivo de un proyecto de voladuras de consolida-ción es alcanzar una densidad de los materiales granu-lares deseada, manteniendo los efectos de las voladu"ras sobre estructuras ady?centes por debajo de unumbra1 de seguridad. Generalmente, esta técnica devoladuras es la más efectiva, desde el punto de vistaeconómico, debido a la profundidad y el volumen dematerial que es densificado.
Aunque cada proyecto de voladuras de consolidaciónrequiere un tratamiento particular, según las caracterís-ticas de los materiales y condiciones específicas dellugar, el diseño de este tipo de voladuras debe com-prender los siguientes apartados básicos:
- Procedimiento de perforación y carga de los barre-nos.
- Tipos de explosivos a utilizar.- Densidad de carga necesaria (e.g. espaciamiento
entre barrenos, profundidad, cargas de explosivos,etc.).
- Número de seccionado de cargas dentro de cadabarreno y retardos entre cargas.
- Tamaño de las voladuras y tiempo transcurrido entrepegas sucesivas.
- Efectos de las voladuras sobre las estructuras exis-tentes.
- Efectividad de las voladuras y criterios de aceptabili-dad de las mismas.
- Efectos de envejecimiento sobre las arenas.
Al igual que sucede con otros tipos de voladuras, granparte de los parámetros anteriores deben ser ajustadosmediante voladuras de ensayo o a escala, antes depasar a las voladuras del programa de consolidación.
10.2.1. Procedimiento de perforación y carga delos barrenos
Las técnicas de perforación que pueden emplearsepueden ser varias. No obstante, se ha comprobado enla práctica que los barrenos deben entubarse para pro-ceder a una carga más fácil.
300
'--Generalmente se perforan con equipos a rotación con
bocas de trialetas o bialetas montadas en el extremo delvarillaje interior. El fluido de barrido se usa para atrave-sar sólo las capas más duras de material, pues el suelo '--perforado puede evacuarse mecánicamente con lasbarrenas helicoidales.
Una vez alcanzada la profundidad deseada, se acon- '----seja en suelos húmedos rellenar los barrenos con agua,especialmente cuando se va a realizar la retirada delentubado. Con esto se pretende reducir el riesgo de "-invasión del barreno por arenas fluidas que puedanascender desde el fondo de la tubería abierta.
En algunos casos, se ha perforado sólo con aire,dejando la tubería exterior que se había clavado cuando "-se realizaba el barreno. Esta práctica es aconsejadacuando las arenas están bastante secas.
Los explosivos utilizados deben tener una cierta rigi- "-dez con el fin de formar columnas de varios cartuchosadosados al cordón detonante o tubo del detonador enel caso de ser de tipo NONEL. Una vez formada cadacolumna se retira el varillaje interior y se introducen las "-cargas dentro de los barrenos con auxilio de un ataca-dor, tal como se muestra en la Fig. 21.26, pasando acontinuación a extraer lentamente la tubería de revesti- '---miento. Las arenas sueltas invaden el hueco del barre-no, produciéndose un acoplamiento total con las cargasde explosivo.
En caso de producirse un ascenso de las columnasde explosivo o atascos de éstas dentro de las tuberíasserá preciso ejercer una mayor presión con los atacado-res o rellenarconagua rápidamenteel volumenocupa- "-
do por éstos dentro de los barrenos.
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Figura 21.26. Procedimiento de carga de los barrenos y reti-rada de las tuberías de revestimiento. '-
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Capítulo 22J
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VOLADURAS DE TUNELES y GALERIASJ
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J 1. INTRODUCCION
.--/ El aprovechamiento del subsuelo, tanto en obraspúblicas como en minería, exige la realización de tú-neles y galerías cada día en mayor número.
En los últimos tiempos, la excavación mecánica conminadores y tuneladoras ha experimentado un granavance, llegándose a atravesar rocas con resistenciasde hasta 250 MPa, En rocas duras, son los últimosequipos los que poseen un mayor campo de aplica-ción, ofreciendo algunas ventajas como son: la per-foración sin daños a la roca alrededor del túnel,una superficie de corte regular que reduce las nece-sidades de sostenimiento y/o revestimiento definitivo,menos necesidades de personal, etc.
Pero, la excavación con explosivos sigue aún apli-cándose con profusión, pues el método anterior pre-senta también ciertos inconvenientes:
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J
J
./
~ - El sistema de trabajo es muy rígido, ya que lassecciones deben ser circulares.
- Los terrenos atravesados no deben presentargrandes variaciones y transtornos geológicos.
- Las curvas deben tener un radio superior a los300 m.
./
./ - La excavación inicial de preparación es elevada, y
- El personal debe estar muy especializado."-.
./ El arranque con perforación y voladura palia en granparte esos inconvenientes, pues en cuanto a las sec-ciones, aunque éstas sean grandes, las exca~cionespueden realizarse por fases con galerías de avance,destrozas laterales y/o banqueo al piso, y además losjumbos modernos poseen secciones de cobertura degrandes dimensiones y formas. La roca residual puededejarse en buen estado ejecutando las voladuras decontorno con las técnicas de recorte y precorte, elsistema se adapta mejor a los cambios litológicos delos terrenos atravesados y la inversión en maquinariaes menor, pues una vez efectuadas las obras los equi-pos pueden destinarse a la realización de otras labo-res.
El ciclo básico de excavación se compone de lassiguientes operaciones:
./
./
./
./
./ - Perforación de barrenos.
./
- Carga de explosivo,
- Disparo de las voladuras.
- Evacuación de los humos y ventilación.
- Saneo de los hastiales.
- Carga y transporte del escombro,
-- Replanteo de la nueva pega.
En los epígrafes siguientes se revisa el estado actualde ejecución de túneles y galerías y el cálculo de es-quemas de perforación y cargas de explosivo.
2. SISTEMAS DE AVANCE
La forma o el esquema según el cual se ataca lasección de los túneles y galerías depende de diversosfactores:
- Equipo de perforación empleado,
- Tiempo disponible para la ejecución.
- Tipo de roca,
- Tipo de sostenimiento, y- Sistema de ventilación.
En rocas competentes los túneles con secciones in-feriores a 100 m2 pueden excavarse con perforación yvoladura a sección completa o en un solo paso. Laexcavación por fases se utiliza para la apertura degrandes túneles donde la sección resulta demasiadogrande para ser cubierta por el equipo de perforación,o cuando las características geomecánicas de las ro-cas no permiten la excavación a plena sección. Fig. 22.1.
El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos
partes, una superior o bóveda y otra inferior en banco ode destroza. La bóveda se excava como si se tratara deuna galería y la destroza, que irá retrasada con res-pecto al avance de la bóveda, se lleva a cabo por ban-queo.
El banqueo puede ser vertical, en cuyo caso seránecesario disponer de u n carro de perforación con unadeslizadera no demasiado grande, pues de lo contrariopresentará problemas de ubicación en puntos próxi-mos a los hastiales. La ventaja de este sistema es que el
307
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Figura 22.1. Sistemas de avance en la excavación de túneles y galerías.
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Figura 22.2. Banqueo vertical u horizontal en un túne!con avance en dos secciones.
banco completo puede ser perforado y volado deforma continua y simultánea con la bóveda. Fig. 22.2.
El banqueo horizontal permite la utilización delmismo equipo de perforación que para la bóveda yademás el mismo procedimiento de carga de explosi-vos y desescombro. El principal inconveniente de estesistema es la discontinuidad de ejecución.
Cuando la calidad de la roca es mala, es preciso, porlo general, dividir el túnel en varias secciones máspequeñas. Una técnica bastante común es la de abriren la bóveda una galería piloto con una o dos destrozaslaterales. Esa galería piloto, que sirve principalmentede reconocimiento, va adelantada con respecto a lasdestrozas, e incluso puede calarse antes de iniciar laperforación lateral permitiendo una mejor ventilaciónde las labores. La excavación de la bóveda se completapor lo general antes de iniciar el arranque de la seccióninferior, aunque en túneles anchos puede llevarse acabo si,multáneamente estableciendo un acceso entreel piso del túnel y la bóveda mediante una rampa late-ral.
Actualmente, uno de los procedimientos de ejecu-ción de túneles más empleado es el conocido como«Método Austríaco». A grosso modo, consiste en laexcavación por fases, tal y como se acaba"de indicar.Tras la apertura de la galería de avance en la mediasección su perior, se efectúan las destrozas laterales deforma simultánea o desfasadas entre sí, utilizandocomo frente de salida el propio hueco libre de la galeríay disponiendo los barrenos de contorno de modo quese consiga el perfil definitivo con el menor daño posi-ble de la roca, esto es aplicando la técnica del recorte.A continuación, y tras la retirada de los escombros, seprocede a un gunitado de regulacjón del paramentoexcavado con el fin de evitar las descompresiones yque la roca pierda sus cualidades resistentes.
A una cierta distancia del frente, que suele ser igualal avance de las pegas, se irá efectuando el revesti-miento definitivo con los diferentes sistemas existen-tes.
308
La excavación de la sección inferior se realiza tam-
bién por fases, en su parte central con banqueo y en losmacizos laterales o bataches con destrozas y voladu-ras de recorte. La perforación puede ser vertical uhorizontal y el avance dg los bataches simultáneo odesfasado.
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Foto 22.1. Excavaciónpilotoydestrozaslateralesde lasec-ción superior de la galerla de presión de 12 m de diámetro de
la Central de Saucelle.
./3. ESQUEMAS DE VOLADURA EN TUNELES
./
Las voladuras en túneles y galerías se caracterizanpor no existir, inicialmente, ninguna superficie libre desalida salvo el propio frente de ataque. El principio de
/ ejecución se basa en crear un hueco libre con losbarrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompenlas cargas restantes de la sección. Dicho hueco tiene,
/ generalmente, una superficie de 1 a 2 m2, aunque condiámetros de perforación grandes se alcanzan hastalos 4 m2. En los cuel&)s en abanico los barrenos del
,.J cuele y contracuele llegan a cubrir la mayor parte de lasección.
La destroza, aunque sea comparable geométrica-mente a las voladuras en banco, requiere consumos
/ específicos de explosivo entre 4 y 10 veces superiores,puesto que hay errores de perforación, menor huecode esponjamiento e inclinación con respecto al eje de
/ avance, menor cooperación entre cargas adyacentes yen algunas zonas existe la acción negativa de la grave-
" dad, como sucede con los barrenos de zapatera./ Fig. 22.3.
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Figura 22.3. Zonas de una voladura en túnel.
Los barrenos de contorno son los que establecen laforma final del túnel, y se disponen con un reducidoespaciamiento y orientados hacia el interior del macizopara dejar hueco a las perforadoras en el emboquilleyavance.
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Figura 22.4. Orientación de los barrenos de contorno paramantener el perfil del túnel.
En cuanto a la posición del cuele, ésta influye en laproyección del escombro, en la fragmentación y tam-bién en el número de barrenos. De las tres posiciones:en rincón, centrada inferior y centrada superior, se
elige normalmente ésta última, ya que se evita la caídalibre del material, el perfil del escombro es más ten-dido, menos compacto y mejor fragmentado.
4. TIPOS DE CUELES Y CALCULO DE VOLA-DURAS
Las yoladuras en túneles y galerías son mucho máscomplejas que las voladuras en banco, debido, comoya se ha indicado, a que la única superficie libre es elfrente de excavación. Los consumos específicos sonelevados y el confinamiento de las cargas alto. Por otrolado, las dimensiones de las piedras en el cuele sonpequeñas, por lo que los explosivos deben ser lo sufi-cientemente insensibles para evitar la transmisión dela detonación por simpatía, pero poseer una velocidadde detonación lo suficientemente elevada, superior alos 3.000 mis, para evitar el efecto canal en los explosi-vos encartuchados dentro de barrenos de mayor diá-metro. Este fenómeno consiste en que los gases deexplosión empujan al aire alojado entre la columna deexplosivo y la pared del barreno, comprimiendo a loscartuchos por delante del frente de la onda de choque,destruyendo así los puntos calientes o aumentandoexcesivamente la densidad del explosivo.
En cuanto a la perforación, ésta se ha mecanizadointensamente en las últimas décadas, en base al desa-
rrollo de jumbos hidráulicos, con uno o varios brazos,automatizados y más versátiles. Esto ha hecho que laelec'ción de los cueles se dirija hacia el grupo de losdenominados de barrenos paralelos, pues son muchomás fáciles de perforar, ya que no hay necesidad decambiar el ángulo de las deslizaderas, y los avancesno están tan condicionados por la anchura de lostúneles como en el caso de los cueles en ángulo.
Así pues, los cueles pueden clasificarse en dos gran-des grupos:
- Cueles de barrenos paralelos y
- Cueles de barrenosen ángulo.
Los primeros son los que más se emplean en prO-yectos con perforación mecanizada, mientras que losdel segundo grupo han caído muy en- desuso por lalaboriosidad de la perforación y sólo se aplican enexcavaciones pequeñas.
A continuación, se exponen por orden de importan-cia los distintos tipos de cueles, así como el cálculo delos esquemas y cargas en el resto de las secciones, queson por lo general independientes de la clase de cueleaplicado.
4.1. Cueles cilíndricos
Actualmente, es el tipo de cuele que se utiliza conmás frecuencia en la excavación de túneles y galerías,
con independencia de las dimensiones de éstas. Seconsidera que es una evolución o perfeccionamientode los cueles quemados que se comentarán más ade-lante.
309
DESTROZA
ICUELEI!J
CONTRACUEL EIT
ZAPATERA lIT
" l' " " '1 " fI IC=II=IL=I<='
Consta de uno o dos barrenos vacíos o de expansión,hacia los que rompen escalonadamente los barrenos'cargados. Los barrenos de gran diámetro (65 a 175mm) se perforan con bocas escariadoras acopladasal mismo varillaje que es utilizado para perforar losbarrenos de voladura.
Todos los barrenos dentro del cuele se sitúan muypróximos, alineados y paralelos, por lo que es muyhabitual usar jumbos dotados con paralelismo auto-mático.
El tipo de cuele cilíndrico más empleado es el decuatro secciones, ya que es el más sencillo de replan-teo y ejecución. La metodología de cálculo de esque-mas y cargas de este cuele y del resto de las zonasde un túnel corresponde a las teorías suecas, actuali-zadas recientemente por Holmberg (1982), y simplifica-da por Oloffsson (1990), y se estudian seguidamente.Por último, se indican otros tipos de cueles cilíndricosque se han utilizado con éxito y están bien experimenta-dos.
A. Avance por pega
El avance de las pegas está limitado por el diámetrodel barreno de expansión y la desviación de los barre-nos cargados. Siempre que ésta última se mantengapor debajo del 2% los avances medios «X» puedenllegar al 95% de la profundidad de los barrenos «L».
x = 0,95 x L
En los cueles de cuatro secciones la profundidad delos barrenos puede estimarse con la siguiente expre-sión:
L = 0,15 + 34,1 O2 - 39,4 O;
donde:
O2 = Diámetro del barreno vacío (mi
Cuando se utilizan cueles de «NB" taladros vacíosen lugar de uno solo de mayor diámetro, la ecuaciónanterior sigue siendo válida haciendo
O2 = 0'2 x y'NB
donde «O' 2" es el diámetro de los dos bar;renos vacíos.
B. Cuele y contracuele
El esquema geométrico general de un cuele de cua-tro secciones con barrenos paralelos se indica en laFig. 22.5.
La distancia entre el barreno central de expansión ylos barrenos de la primera sección, no debe exceder de«1,7 O2>>para obtener una fragmentación y salida sa-tisfactoria de la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963). Lascondiciones de fragmentación varían mucho, depen-diendo del ti po de explosivo, características de la rocay distancia entre el barreno cargado y el vacío.
Tal como se refleja en la Fig. 22.6. para piedras
310
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Figura 22.5. Cuele de cuatro secciones.
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mayores de «2 O2>>el ángulo de salida es demasiadopequeño y se produce una deformación plástica de laroca entre los dos barrenos. Incluso si la piedra esinferior a «02», pero la concentración de carga esmuy elevada se producirá la sinterización de la rocafragmentada y el fallo del cuele. Por eso, se reco-mienda que las piedras se calculen sobre la base deB[ = 1,5 O2,
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E--:0,6CD<!D::oWo..
0,4
0,2
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x°-' ~'7B, A«J/' «'.0""> =---1~' /
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/ /// // ¡o\...tl.ouRtI.U\lll?\tI B,=D.
....
0,1 0,2 0,3
BARRENO DE EXPANSION D2(m)
Figura 22.6. Resultados de las voladuras para diferentesdistancias de los barrenos cargados a los vacíos y díámetros
de éstos.
Cuando la desviación de perforación es superior al1%, la piedra práctica se calcula a partir de:
B[ = 1,7 O2 - Ep = 1,7 O2 - (a xL + e')
donde:
Ep = Error de perforación (m).a = Desviación angular (m/m).L = Profundidad de los barrenos (m).e' = Error de emboquille (m).
J
~
En la práctica, la precisión de la perforación es losuficientemente buena y se trabaja con un valor de lapiedra igual a vez y media el diámetro de expansión.
La concentración lineal de carga se calcula a partirde la siguiente expresión:
J
----
J [B
]1,5
[ D2 ] [C ] 1
q¡=55DI - x B-- x - x-D2 2 0,4 PRPANFO
J q ¡ = Concentración lineal de carga (kg/m).D¡ = Diámetro de perforación (m).D2 = Diámetro del barreno de expansión (m).B = Dimensión de la piedra (m).
./ c = Constante de la roca.PRPANFO= Potencia Relativa en Peso del explosivo
referida al ANFO..-/
Frecuentemente, los valores posibles de las con-" centraciones lineales de carga están bastante limita-./ dos, por cuanto no existe una variedad amplia de ex-
plosivos encartuchados. Esto significa que para una- concentración lineal fijada de antemano, puede de-" terminarse la dimensión de la piedra a partir de la
./ ecuación anterior, si bien el cálculo resulta un pocomás complejo,
./DIAMETRO DEL BARRENODE EXPANSION (mm)
¡02 152127
./
E"-o>~~ 2,'
go:<t<.)wo-.J<twz:J ¡PzoC3<to:1-ZW<.)Zo<.)
Q OTICJ O2
./
./
./
./ O,¡ 0,2 0,3 0,4PIEDRA MAXIMA(m)
"Figura 22.7. Relación entre la concentración lineal decarga y piedra máxima para diferentes diámetros de barre-
nos de expansión (Larsson y Clark). lf
./
./
./
Para calcular el resto de las secciones, se considera
que ya existen unos huecos rectangulares de anchura«Ah» y que se conocen las concentraciones linealesde carga «q¡». El valor de la piedra se calculará apartir de:
B = 8,8 X 1O-2~ Ah X ql X PRPANFODI X C
/
/
Cuando existe un error de perforación, tal como seobserva en la Fig. 22.9, la superficie libre «Ah» difierede la distancia «Ah'» en la primera sección, por loque
Ah = V2(B I - Ep)
/
~6"2,5'«'"<r«(J 2,0'w'"-';;\ 1,5Z:Ji5 IP'o«<r
~0,5j A,"O,I m.(JZo(J
/' 0"--"""
./ "LJ',,' A,
S"""A,"o"
~ @ ~ 0,5 o,s 0 ~ ~ ~ ~ ~ ~PIEDRA MAXIMA (m)
0,1
Figura 22.8. Relación entre la concentración lineal decarga y la piedra máxima para diferentes anchuras de
hueco (Larsson y Clark).
B
Di ~
B2
Epj.f2' -~-V-, V;'
{
'-r'\.. /'" -- 'v¿ / I --//: --<-'--
/ I .
@, ¡AhA'h /~
"\""", ----("""-'--
~ ,->'-?
!.P-
Figura 22.9. Influencia en la desviación de los barrenos.
y sustituyendo este valor en la ecuación anterior re-sulta:
IB = 10,5 X 1O-2V (B[- Ep) x q, X PRPANFO
DI X C
Este valor tiene que reducirse con la desviación delos barrenos para obtener la piedra práctica.
B 2 = B - Ep
Existen algunas restricciones en cU2.nto a «B2», yaque debe satisfacer:
B2 s: 2 Ah
para que no se produzca la deformación plástica. Siesto no se cumple, se modificará la concentración li-neal de carga calculándola con:
540 D1 x C X Ahq¡ =
PHPANFO
Si la restricción de deformación plástica no es satis-factoria, es mejor normalmente elegir un explosivo demenor potencia, con el fin de optimizar la fragmenta-ción.
El ángulo de apertura debe ser también menor de
311
1,6 radianes (90°), pues si no el cuele pierde su ca-rácter de cuele de cuatro secciones. Esto significaque:
B 2 > 0,5 Ah
Gustafsson (1973) sugiere que la piedra para cadasección se calcule con «B2 = 0,7 B'".
Una regla de dedo para determinar el número desecciones, es que la longitud del lado de la últimasección «B» no sea menor que la raíz cuadrada delavance. El método de cálculo del resto de las seccio-
nes es el mismo que el aplicado para la segundasección.
Las longitudes de los retacados se estiman con:
T = 10 DI
Algunos problemas que se presentan en las voladu-ras con cueles de barrenos paralelos son la detonaciónpor simpatía y ladesensibilización por precompresióndinámica. El primer fenómeno, puede aparecer en unbarreno adyacente al que esté detonando, cuando elexplosivo que se encuentra en él tiene un alto grado desensibilidad, como son todos aquellos que poseen ensu composición nitroglicerina. Por el contrario, la de-sensibilización por precompresión dinámica tiene lu-gar en muchos explosivos y particularmente en elANFO, pues la onda de choque de una carga puedeelevar la densidad de la adyacente por encima de ladensidad crítica o de muerte.
Los problemas de desensibilización pueden ate-nuarse con el correcto diseño de las secuencias de
encendido, haciendo que la detonación sucesiva decada barreno se realice con un retraso suficiente paraque la onda de choque del disparo anterior pase yque el explosivo recupere su densidad y grado desensibilidad normales.
Hagan propone, para disminuir los problemasmencionados, realizar los cueles cilíndricos dispo-niendo tres barrenos vacíos de expansión de formaque actúen de pantalla entre los de carga. Fig. 22.10.
. BARRENO CON CARGA2
..r
00BARRENOS DE EXPANSION
.1 o .
3
Figura 22.10. Cuele cilíndrico modlfícado para elimínar ladetonación por símpatía y desensíbílízación dínámíca.
También, ha podido comprobar que las rocas degrano fino son más propicias a los fallos de los cuelesque las de grano grueso, debido al mayor volumen del
312
'-hueco de alivio que se precisa para la salida del mate-rial.
Como en los cueles cilíndricos cada detonación su-cesiva agranda el espacio disponible para la expansión "-de los barrenos que aún no han salido, la dimensión dela piedra puede ir aumentando y por lo tanto colocarselas cargas en espiral. Fig. 22.11. \.
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Figura 22.11. Cuele cílíndríco en espiral.
Otros tipos de cueles cilíndricos son los siguientes:
a) Cuele cilíndrico de doble espiral
Se perfora un barreno central con un diámetro entre75 y 200 mm que es circunvalado por los barrenos máspequeños cargados y dispuestos en espiral.
Los barrenos 1-2,3-4 Y 5-6 se corresponden en cadauna de sus espirales respectivas.
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Figura 22.12. Cuele y contracuele de doble espíral.
'--'"b) Cuele Coromant
~\ Consiste en la perforación de dos barrenos secantesJ de igual diámetro (57 mm), que constituyen el hueco
libre en forma de «8» para las primeras cargas. Se~ utiliza una plantilla de perforación para taladrar los
" dos barrenos anteriores y los restantes del cuele.
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--./Figura 22.13. Cuele Coromant.
--./ c) Cuele Fagersta
Se perfora un barreno central de 64 ó 76 mm de¿ diámetro y el resto de los barrenos cargados más pe-
queños se colocan según la Fig. 22.14.~ Es un tipo de cuele mixto entre el de cuatro seccio-J nes Y el de doble espiral, siendo adecuado para las
pequeñas galerías con perforación manual.
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Figura 22.14. Cuele Fagersta.
J
C. Zapateras
J La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos en
J
filas se calcula, básicamente, con la misma fórmulaque se emplea en las voladuras en banco, conside-rando que la altura de ésta última es igual al avance dela pega:
/ q x PRPANFO"\' ¡
B = 0,9 . Y c x f (S/B)donde:
- Factor de fijación. Generalmente se toma 1,45para tener en cuenta el efecto g ravitacional yeltiempo de retardo entre barrenos.
S/B = Relación entre el espaciamiento y la piedra. Sesuele tomar igual a 1.
c = Constante de roca corregida.
c= c+ 0,05 para B ? 1,4 mc= c + 0,07/B para B < 1,4 m
En los barrenos de zapateras es necesario conside-rar el ángulo de realce «"'{» o inclinación que se pre-cisa para proporcionar un hueco adecuado a la per-foradora para realizar el emboquille de la próximapega. Para un avance de 3 m un ángulo de 3°, queequivale a 5 cm/m, es suficiente, aunque dependerálógicamente de las características del equipo.
",
+
Figura 22.15. Geometría de los barrenos de zapatera.
El número de barrenos vendrá dado por
[ AT + 2L x sen "'{ ]NB = Número entero de B + 2
donde:
AT = Anchura del túnel (m)
El espaciamiento práctico para los barrenos de rin-cón será:
Sz 1= Sz - L x sen "'{
La piedra práctica «Bz» se obtiene a partir de
Bz = B ~ L x sen "'{ - Ep
Las longitudes de la carga de fondo «1,» y de co-
I~mna «le» deben ser
1, = 1,25 x Bz
le = L - 1, - 10 DI
313
I
ti;IIII II II I
I
- 1=.'- ,,,, ,,-,, ,-,,- ,1=1>=-liiiI ]I
TITI ANCHURADETUNEL TI
!j \," -
La concentración de la carga de columna puedereducirse al 70% de la de fondo. Sin embargo, se sueleemplear la misma concentración por motivos detiempo de preparación. El retacado se fija en «T = 10O¡'» y la condición que debe cumplir la piedra es«B:s:0,6 L».
O. Destroza
El método para calcular el esquema de los barrenosde destroza es similar al empleado para los de zapa-tera, aplicando únicamente unos valores distintos delFactor de Fijación y relación Espaciamiento/Piedra.
TABLA 22.1
La concentración de la carga de columna, para am-bos tipos de barrenos, debe ser igual al 50% de laconcentración de la carga de fondo.
E. Contorno
Si en la excavación no se precisa una voladura decontorno o de recorte, los esquemas se calculan deacuerdo con lo indicado para los barrenos de zapatera,con los siguientes valores:
Factor de Fijación. . . . . . . . . . .. f = 1,2Relación S/B S/B = 1,25Con'centración de la carga decolumna. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . qe = 0,5 qf, siendo
«q¡» la concentra-ción de la carga defondo.
#'En el caso de tener que realizar voláduras de cone
torno el espaciamiento entre barrenos se calcula aparti r de:
Se = K X O,
donde «K» varia entre 15 y 16. La relación S/B debe ser0,8.
La concentración lineal de carga mínima se deter-mina en función del diámetro de perforación. Parabarrenos con un calibre inferior a los 150 mm se em-plea la ecuación:
q le = 90 X O ,"
donde «O,» se expresa en m.
314
"-..F. Ejemplo de aplicación
Se desea excavar una galería de mína en roca "-(c = 0,4) medíante voladuras de barrenos paralelos ycuele de cuatro secciones, sabiendo que las dimen-siones geométricas y datos de perforación son: '-- Anchura del túnel «AT» 4,5 m- Altura de los hastiales 4,0 m- Flecha del arco de coronación 0,5 m- Diámetro del barreno de cuele «02» 102m- Diámetro de perforación «O,» 45 mm- Angulo de los barrenos de contorno «y» 3 o
- Desviación angular «a» 10 mm/m- Error de emboquille «e'» 20 mm
"--
'--
"--El explosivo a utilizar tiene una Potencia Relativa
en Peso de ANFO de 1,09 (109%) Y los cartuchosdisponibles tienen diámetros de 25, 32 Y 38 mm, quedan lugar a unas concentraciones lineales de carga, "-
para una densidad de 1,2 glcm3, de 0,59, 0,97 Y 1,36kg 1m respectivamente.
'--a) Avance.
L = 3,2 m y X = 3,0 m
b) Cuele y contracuele\......
- Primera sección
B= 1,7x02=0,17mB, = 0,12.mq 1= 0,58 kg/m -> 0,59 kg/m
con d = 25 mm
T = 10 X DI = 0,45 mAh'= ~=0,17m
Carga por barreno Qb= 1,59 kg.
\......
\......
\......
- Segunda sección
Ah = V2 (0,12 - 0,05) = 0,10 mPara d=25mm B=0,17m
d = 32 mm B = 0,21 md = 38 mm B = 0,25 m
Como B2 ~ 2 Ah, se eligen los cartuchosde 32 mm.
B2=0,16mT = 0,45 mAh' = V2 (0,16 + 0,17/2) = 0,35 mQb = 2,62 kg.
'-
'-
'-
'-
- Tercera sección\....
Ah = V2 (0,16 + 0,17/2 - 0,05) = 0,28 m
Para los cartuchos de mayor diámetroq, = 1,36 kg/m
'-
B = 0,42 mB 3 = 0,37 mT = 0,45 m
Ah' = V2 (0,37 + 0,35/2) = 0,77 mQb = 3,67 kg
'-
'-
'-.
DIRECCION DE FACTOR DE
SALIDA DE FIJACION RELACIONLOS BARRENOS ,,1» "S/B"
. Hacia arriba yhorizontalmente 1 ,45 1 ,25
. Hacia abajo 1,20 1 ,25
J- Cuarta sección
-,
J Ah = V2 (0,37 + 0,35/2 - 0,05) = 0,70 mB = 0,67 mB4 = 0,62 mT = 0,45 mA Ih = V2 (0,62 + 0,77/2) = 1,42 m, que
es comparable a la raíz cuadrada delavance, luego no se necesitan mássecciones.
Ob = 3,67 kg.
J
J
J c) Zapateras
Con d = 38 mm resulta q 1 =B = 1,36 mNB = 5 barrenosSz = 1,21 mS/Z = 1,04 mBz = 1,14 mIr = 1,43 mle = 1,32 mqe = 0,7 x 1,36 = 0,95 kg/m
con d = 32 mmOb = 3,20 kg.
1,36 kg/m.
J
J
> 0,97 kg/mJ
-,
j d) Barrenos de contorno de techo
Se usan cartuchos de 25 mm con q I = 0,59 kg/m
../Sel = 15 x DI = 0,68 mBe'= S,,/0,8- Lx sen 3° - 0,05 = 0,62 mqle = 90 X DI2 = 0,18 kg/m, que es consi-
derablemente menor que 0,59 kg/mNB = I 4,7/0,68+2 1=8Ob' = 1,77 kg.
-"
../
/
/
e) Barrenos de contorno de hastiales
La longitud de contorno que queda para los 4,0m de altura es:
4,0 - Bz - Be,= 4,0 - 1,14 - 0,62= 2,24 m.-/
con f = 1,2 Y S/B = 1,25 se tiene
./Beh = 1,33 - L x sen 3° - 0,05 = 1,12 m
NB = I 2,24 / (1,33 x 1,25) + 2 1=3Seh = 2,24/2 = 1,12 mIr =1,40mle = 1,35 mOb = 3,2 kg
./
"
/ f) Destroza
Como el lado pe la cuarta sección es A'h = 1,42m y la piedra práctica de los barrenos de con-torno de hastial es Beh = 1,12 m, el espacio quequeda disponible para una anchura de túnel AT= 4,5 m es:
"./
"/
4,5 -1,42 -1,12 x 2 = 0,84 mB = 1,21 - 0,05 = 1,16 m para f = 1,45
sin embargo, se utilizará B = 0,84 m, debido a lasdimensiones horizontales del túnel.
./
/
Para los barrenos superiores
B = 1,33 - 0,05 = 1,28 m
pero, si se resta a la altura del túnel A'h= 1,42B, = 1,14 YB"= 0,62, se tiene:
4,5 -1,42 -1,14-0,62 = 1,32 m
Como la diferenc'ia es sólo de 5 cm, se haceB = 1,32 m.
La carga de los barrenos se destroza es igual ala de los barrenos de los hastiales, luego:
Ob= 3,20 kg.
g) Resumen
- Cuele y contracuele: 16 barrenos
(4 x 1,59) + (4 x 2,62) + (8 x 3,67) = 46,21 kg
- Zapateras: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16 kg,- Contorno techo: 8 barrenos (8 x 1,77) =
= 14,16 kg.- Contorno hastiales: 6 barrenos (6 x 3,20) =
= 19,20 kg.- Destroza: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16,00 kg.
Carga total de la volad ura = 111,6 kgSuperficie del túnel = 19,5 m2Avance = 3 mVolumende roca arrancado = 58,5 m3
Consumo específico de explosivo = 1,9 kg/m3Número total de barrenos = 40Longitud total perforada = 128 mPerforaciónespecífica = 2,2 m/m3
E~ ~9 '9
9'85
87 ~" ílj.a
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48 83 8a
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10 10~
10~
"!,5m J
Figura 22.16. Esquema geométrico de la voladura calcu-lada.
G. Cálculo simplificado
Para un cálculo más rápido de las voladuras en túnelcon cueles de barrenos paralelos de cuatro secciones
,"315
se pueden aplicar las fórmulas que se recogen en lastablas siguientes:
a. Cuele
TABLA 22.2
'-b. Destroza
Para calcular el resto de la voladura, se parte de la "-dimensión de la piedra "B" y concentración lineal decarga en el fondo "q," para el explosivo y diámetro utili-zado. Las fórmulas que se emplean son: '-
q¡ = 7,85 . 10-4. d2. PB = 0,88 . qjO,35siendo: "-
D = Diámetro del cartucho de explosivo (mm).
p = Densidad del explosivo (g/cm3).\....
TABLA 22.3\....
H. Comprobación de los esquemas de voladura
Una vez efectuados los cálculos de los esquemas ycargas, y antes de dar las voladuras, es interesantechequear o contrastar los datos obtenidos con los es-tándares o resultados típicos de operaciones si milares.Estqs comprobaciones se pueden realizar con sim-ples gráficos como los de las Figs. 22.17, 22.18 Y22.19, donde se refleja el consumo específico de ex-plosivo en función de la sección del túnel y diámetro
;::- 4E"'o>:"So'" 3-L1.UW(L
f{J 2o::;;:::J(j)
51U
,y'
050 mm040mm032 mm
10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 ]20
AREA (m2)
Figura 22.17. Consumoespecífico en funcióndel área deltúnel y diámetro de los barrenos.
316
\."
'-
'.
"-
'-
de perforación, el número de barrenos por pega y la '-perforación específica a partir de las dos variablesindicadas.
Los gráficos anteriores se refieren a voladuras conbarrenos paralelos y sólo pueden tomarse como "-
orientativos, pues son muchas las variables que influ-yen sobre los resultados de la excavación: tipos derocas y explosivos, tamaño de los barrenos, tipos de '-cuele, necesidad de volad uras de contorno, restriccio-nes por vibraciones, etc., que pueden hacer variarligeramente los parámetros de diseño. "-
iD 140;os<I'"i¡i 120-o:o0.,00-(f>ozwo: 80-o:<I(]J
i'5 60-°'Z
40
32mm\
20
10 20 30 40 50 60 70 80 90
AREA 1m')
100
Figura 22.18. Número de barrenos por pega en función delárea.
SECCION DEL VALOR DE LADO DECUELE LA PIEDRA LA SECCION
Primera B, = 1,5 D2 B,{2
Segunda B2= B, -{2 1,5 B2GTercera B3= 1,5 B2G 1,5 B3-{2Cuarta B4= 1,5 B3-{2 1,5 B4-{2
CONCENTRACION
ZONADE PIEDRA ESPACIAMIENTO LONGITUD DE LA DE CARGA
VOLADURA (m) (m)CARGA DE FONDO RETACADO
(m) FONDO COLUMNA (m)(kg/m) (kg/m)
Piso B 1,1 B U3 q, q, 0,2BHastiales 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,4 q, 0,5B
Techo 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,36 qf 0,5BDestroza
Hacia arriba B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5BHorizontal B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5B
Hacia abajo B 1,2 B U3 qf 0,5qf 0,5B
J
J
~7"-E- 6.<!O
§ 5w"-
f:J 4
ZOU 3<!a::O
~ 2w"-
(1) 32 mm.(1) 38 mm.
(1) 50mm.
J
J
J 70 80 90AREA (m2)
10050 6030 40lO 20
.-/ Figura 22.19. Perforación específica en función del áreadel túnel y diámetro de perforación.
J La comprobación final de los cálculos se hará unavez efectuada la voladura. La forma de introducir las
modificaciones necesarias a partir de los análisis delos resultados en las primeras pruebas debe ser gra-dual y sistemática, recomendándose incluso que en laspegas iniciales no se perforen los barrenos en toda suprofundidad y se vaya poco a poco aumentando elavance por ciclo.
./
./
./
./
--1
--1
./
--1
Foto 22.2. Perforación manual en un frente de.galería.
./
./ Cueles quemados4.2.
/
En estos cueles todos los barrenos se perforan pa-
ralelos y con el mismo diámetro. Algunos se cargancon una gran cantidad de explosivo mientras que otrosse dejan vacíos. Al ser tan elevadas las concentracio-nes de carga, la roca fragmentada se sinteriza en laparte profunda del cuele, no dándose las condicionesóptimas para la salida de la pega como ocurre con loscueles cilíndricos. Los avances son reducidos y no vanmás allá de los 2,5 m por pega.
./
./
/
o oo . o . o
o o
oo
o . ooo
.o
o . oo.
o . o. .
o
o . o. . .o . o
o .. . o
oo . e. . o
o . . oo .
Figura 22.20. Ejemplos de cueles quemados.
Uno de los cueles quemados que se utiliza en elavance de galerías de minas de carbón es el denomi-nado «Cuele Sarrois», que está formado por8 barrenoscon carga y uno vacío. Haciendo la perforación con undiámetro de 38 mm, la distancia entre los ejes de losbarrenos va desde los 10 cm en rocas duras ,hasta los20 cm en rocas blandas. Este cuele se emplea hastaprofundidades de 2,5 m, siendo el consumo de explo-sivos elevado. Las cargas se diseñan según lo indicadoen la Fig. 22.21, evitando los solapes en cada uno de losbarrenos de distinto tiempo de retardo y usando para elretacado, generalmente, tacos de arcilla.
~IT6
,p,=,,'
~2 \ :. o .1 2 1
l
¡
r. BARRENO CON CARGAo BARRENO SIN CARGA
D
1 -O
Figura 22.21. Voladura de galería con cuele Sarrois.
La proyección de escombros alcanza una longitud
de 5 a 6 m a partir del nuevo frente y los avances oscilanentre el 80 y el 95%.
Por último, otro cuele que se emplea también enminas de carbón, sobre todo en el Norte de España, esel llamado «Sueco» cuya disposición de barrenos, se-gún el tipo de roca, se refleja en la Fig. 22.22.
Para un diámetro de 38 mm, la distancia entre filasverticales es de 20 cm, la separación vertical entrebarrenos de las dos filas laterales es 30 cm y la distan-
317
cia en vertical entre barrenos cargados yvacíos de 10 a15 cm, según la resistencia de la roca.
La proyección del escombro es mayor que con elcuele Sarrois, aunque el consumo de explosivo es porel contrario más bajo. Los avances oscilan entre el 90 yel 100% de la profundidad y la perforación necesitaque sea precisa.
4.3. Cueles en cráter
Este tipo de cuele se. desarrolló originalmente porHinoen el Japón, aprovechando el efecto cráter que lascargas de explosivo concentradas en el fondo de losbarrenos producen sobre la superficie libre más pró-xima.
Esta metodología se aplica más en la excavación de
L ~ 2.5m ~ 12,5m
chimeneas que en túneles, aunque algunos especia- ',---"listas como Hagan han propuesto recientemente suutilización disponiendo las cargas concentradas enuno o varios barrenos centrales de gran diámetro y ' "
distribuyendo los barrenos de destroza sobre el restode la sección con diferentes longitudes de carga.
Como el avance por pega no es grande, incluso llega ' "
a proponer realizar ésta con una profundidad de losbarrenos doble, seccionando y retacando las cargas.Fig. 22.23. "----
4.4. Cueles en ángulo"----
Este grupo de cueles, cada día se utilizan menos yaque implican una gran laboriosidad en la perforaciónde los barrenos. La ventaja que presentan es el menor ' '
consumo de explosivo, al ser mejor el aprovecha-miento de la superficie libre del frente, y la posibilidadde orientación con respecto a las discontinuidadesvisibles en la sección. ' '
A continuación, se comentan los cueles en ángulomás conocidos.
\....-
A. Cuele en "V»' '
Con estos cueles en cuña o en «V» los avances quese consiguen oscilan entre el 45 y el 50% del ancho deltúnel. En túneles anchos, estos avances se ven afecta-dos por la desviación de los barrenos, que general- "---
mente es del orden del 5%. Así por ejemplo, en unbarreno de 5 m de largo, su extremo puede quedardesviado unos 25 cm, lo cual puede causar problemas '--de detonación por simpatía con otras cargas próximas.
El ángulo del vértice interior de la cuña no debe serinferior a 60°, pues de lo contrario las cargas estarían ~muy confinadas y se precisaría mayor cantidad de ex-plosivo para obtener una buena fragmentación.
Los parámetros medios de diseño del cuele, en fun-ción del diámetro de perforación «D», son los siguien- '--tes:
Altura total del cuelePied ra
He = 46 DB = 34 D
~
"",-"""-"",, '=1'-"-"="'=""0' '~\\-\I=\'=I'"'V .15 .1 "',
/>'.19 VII \ VII 21.,>",= VIII VIII '~- 11" .. 7 -- ./" Omm. ti~ 9; 7-¡;. .-13 IV [V~ .---...¡¡ V[ N2 DETONADOR MICRORRE-
TARDO EXTERIOR
"-
.~13
1
~.-V[ ~ii
8",9J200 mm.
Il!lIT
l
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11~'"V~ "--
4m.1>~¡;~ 11~.Q V 3 5~. .~ IV-N2 DETONADOR IV
E MICRORRETARDO INTERIOR~ -- [,ii 27 23 25 30 =¡¡.X . [X .IX X. ~
1="-"'""=" "~"=" ,-" "-"="="-11-"""-' -"="~4m. .
"-
.~
"--
Figura 22.23. Doble cuele cráter usando barrenos centrales de 200 mm. '--
318',--
2. 0.2
EQUEMA DE .1
PERFORACION 2. o .2ROCA BLANDA .'
2. o .2
2. .'.2 LESQUEMADE o =PERFORACION
2. '.2{
ROCADURA t.' t2. , .2
t,r
Figura 22.22. Cuele Sueco.
-' I , i, PERFIL IIr CRATER I " PERFIL 22 CRATER' ' II ', " IE ' I .r, ' 111 " I "
H " I " ,¡¡ , ' 1\1 " 1 " ,IT
" , I" 1 ",Jií '1
,,/' /'IT / I /" I
/ I// :, /
/ I / ¡/ /
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I /ii / I /
/ I//"ii / I
g //
/[ /
1//
.......-.
J- Concentración de la carga de
fondo qr = 990 02(O en m)
- 0,3 LJ - Longitud de la carga de fondo Ir- Concentración de la carga de
columnaJ - Longitudde retacado
- Número de cuñas en sentidovertical
qe = 0,5 qrT = 12 O
3
J Los barrenos del contracuele, que también se per-foran inclinados con respecto al eje del túnel Fig.22.24, se disponen de acuerdo con los siguientes
J ecuaciones:
-Piedra
J - Concentración de la cargade fondo
- Longitud de la carga defondo
J - Concentración de la cargade columna
- Longitud de retacado
B = 24 O
qr = 990 02
Ir - 0,3 L
qe = 0,4 qrT = 12 O.
J
J
El valor de la piedra debe cumplir la condición si-guiente «B S; 0,5 L - 0,2 m", que supone que envoladuras de pequeña profundidad debe reducirse lapiedra.
J
../ ..
b..8i ¡¡
~".~-.-/
.8 .. .. .6 .. .6 8.
-.-/ .0 .3 .2
.0 .3 .2
-.-/ ! .6 .5 .4 .3 .2 ' 1 2. 3. o' 5. 6. i11~." .'0 .'0 .i° .'0 .'0 .'0 10 ". jT> " ,~, " - -, - ~"~,, " "-,, " "-,, '" " "~,, " ,,~ "" -11-
J
J
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J
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J Figura 22.24. Voladura con cuele en cuña.
---'
Los barrenos del cuele, e incluso los más próximosdel contracuele, deben dispararse con detonadores demicrorretardo y el resto con aetonadores de retardo.
Los esquemas de perforación para las zonas de des-troza, zapateras y contorno se calculan de la formaindicada para los cueles de barrenos paralelos.
B. Cuele en abanico
Este tipo de cuele se empleó bastante hace años,pero también ha caído en desuso por su complejidaden la perforación.
Los esquemas y cargas de los barrenos del cuele secalculan con las mismas expresiones dadas para elcuele en «V",
11
~
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"""" ", \ \ \~
"""",", \ \\ j""'~~~\1
"i~.~ITí
Figura 22.25. Cuele en abanico horizontal.
Los barrenos del contracuele se dimensionan con
las siguientes expresiones.:
- Pied ra B = 23 O
(debe cumplir B < L - 0,4)
- Altura del cuele
- Concentración de la cargade fondo (O en m)
- Longitud de la carga defondo
- Concentración de la cargade columna
He = 42 O
qr = 990 02
Ir = 0,3 L
qe = 0,4 q¡
Las secuencias de encendido del cuele y contra-cuele se recomienda que se realicen con detonadoresde microrretardo.
Los abanicos pueden ser horizontales, como el an-terior', o pinchados hacia arriba o hacia abajo.
riIi
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1
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U
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1,,""."-'1- -"o _11., ., IICll-' _11."."-110' -oH, ,,- n . ="'1"5,2m
Figura 22.26. Voladura con cuele en abanico al piso.
319
C. Cueles instantáneos
Una de las variaciones del cuele en «V"consiste enperforar un haz de barrenos más cerrado e iniciartodas las cargas simultáneamente. Se pueden lograravances del orden del 80% del ancho del túnel.
Un inconveniente de estos cueles estriba en la granproyección del escombro que hace que éste quededisperso a una distancia considerable del frente deltúnel.
Entre las variantes que existen cabe destacar elcuele piramidal con una o dos secciones.
o
l-III
I ~ 4
~ ~- 2,2m J' o,,~'c
Figura 22.27. Voladura con cuele instantáneo piramidal.
4.5. Galerías con capas de carbón
Las voladuras en avance de galerías con capas decarbónenel frente puedenser muyvariadas, según lassecciones de excavación, potencias de las capas, in-clinación, disposición en el frente etc., por lo que úni-camente se indicarán algunas consideraciones gene-rales.
Los esquemas de perforación deben ser paralelos ala dirección de la estratificación, rompiendo todos losbarrenos cargados hacia el hueco libre creado en lacapa de carbón. Esos cueles o cavidades, también de-nominadas regaduras, pueden realizarse manual-mente si el carbón es blando, o como es más habitualdisparando unos barrenos sobre el propio carbón conun número de retardo bajo. Fig. 22.28. Este últimoprocedimiento tiene el inconveniente/de mezclar elcarbón con el estéril impidiendo su aprovechamiento,pero es el que permite unos mayores rendimientos deavance.
En capas con desprendimientos súbitos de grisú, serecomienda dar algún barreno sin carga para la desga-sificación del carbón.
La legislación española a través de la ITC 10.4-10establece la clasificación de las labores para las minasde segunda o tercera categoría, y en aquellos trabajosen los que sea posible la existencia de gases, polvos uotras sustancias explosivas o inflamables según se indi-ca a continuación en la Tabla 22.4.
En la c.itada tabla se especifica el tipo de explosivo, lacantidad máxima por barreno a utilizar, el tipo de deto-nador y la duración máxima de la voladura.
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Figura 22.28. Voladuras en galerías con capas de carbón.
4.6. Galerías en minas de sales
En los yacimientos sedimentarios de mineralesblandos como las sales, las potasas, etc., las galerías depreparación de los tajos pueden excavarse además decon minadores continuos por perforación y voladura.
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LABOR I CLASE
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CONDICIONES
1.a
- Que el frente no corte carbón.- Que los barrenos no corten carbón.- En labores horizontales o descendentes la
concentración en grisú en el frente y en losúltimos 100 m será inferior a 0,5 %.
- Si la ventilación se realiza con aire de otras la-labores, que contenga grisú, la concentraciónmáxima puede llegar hasta el1 %.
- En el caso de labores ascendentes la concen-tración máxima, en cualquier caso, nunca po-drá superar el 0,5 %.
- Que en los últimos 30 m no exista acumulaciónde carbón o polvo, ni talleres de arranque, ogalerías de transporte de carbón.
- Que en los últimos 30 m la sugerficie de las ca-pas de carbón descubierta sea'inferior al1 O %de la superficie total de la labor en ese tramo,y que la última capa cortada, esté como míni-mo a 3 m.
EXPLOSIVO
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Seguridad, 9
Seguridad, 9 bis
Seguridad, 12
Seguridad,9Seguridad, 9 bisSeguridad, 12
Seguridad, 9Seguridad, 9 bisSeguridad, 12
Seguridad, 20 SRSeguridad, 18 SRSeguridad, 30 SR
Segu.idad, 20 SRSeguridad, 18 SRSeguridad, 30 SR
Seguridad, 20 SRSeguridad, 18 SRSeguridad, 30 SR
TABLA 22.4
CANTIDADMAXIMAEN
GRAMOS/BARRENO
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2.000
1.000
500
2.000
2.500
2.000
2.500
1.500
2.000
DETONADOR
RETARDO
O
MICRORRET ARDO
RETARDOO
MICRORRET ARDO
MICRORRETARDOSMáximo:
7 n." de.20 msó 5 n." de 30 ms
MICRORRETARDOSMáximo:
7 n." de 20 ms5 n." de 30 ms
RETARDOSMICRORRETARDOS
MICRORRETARDOS
MICRORRETARDOS
MICRORRETARDOSMáximo:
7 n." de 20 ms 5 n.O'de 20 ms
Resistencia aproximada de la pega: 2 ohmios por cada detonador, más 10 ohmios por la línea. ITC Publicada en B.O.E. del 11-11-1986.
2.a
- Que el frente no corte carbón.- Que el número de barrenosque corte carbón
sea inferior al quinto del total.- Labores mixta de carbón y roca en las que la
superficie total del carbón al descubierto noexceda del1 O % de la superficie total, o aqué-llas en que el número de barrenos que hayancortado carbón sea inferior al quinto del total.
- Labores de carbón y roca, en las que la super-ficie total del carbón al descubierto exceda del10 % de la superficie total.Que el número de barrenos que hayan cortadocarbón exceda del quinto del total.
3.a
4.a - Labores sobre capa, recorridas por la corrientegeneral de ventilación.
5.a- Labores sobre capa, no recorridos por la corrien-
te general de ventilación.
6.a- Arranque de macizos de carbón en encerrado.
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DURACIONMAXIMA DE
LA VOLADURA
5s
125 ms
125 ms
5s500 ms
500 ms
500 ms
125 ms
125 ms
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OBSERVACIONES
No pueden cargarsebarrenos que hayan
cortado carbón
Con velocidad deaire V?:.0,5 mis
Con velocidad deaire V?:.0,5 mis
La perforación se realiza generalmente con jumboscapaces de abrir barrenos de cuele de hasta 420 mm dediámetro y 7 m de profundidad. Fig. 22.29. El resto delos barrenos de 37 y 42 mm de diámetro, generalmente,se perforan paralelos al eje del túnel y con la mismaprofundidad que los de cuele. La carga de explosivodebe mecanizarse, pues de lo contrario resulta muylaboriosa debido a la gran longitud de los barrenos.
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Figura 22.29. Esquema de perforación con cuele cilíndricoconstituido por dos barrenos de gran diámetro.
Si el método de explotación es el de cámaras y pila-res, la apertura de las cámaras puede realizarse conuna galería central y destrozas laterales para ensan-chamiento. Toda la perforación se efectúa horizontalcomo se indica en la Fig. 22.30.
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1Figura 22.30. Secuencia de avance para explotación por
cámaras y pilares.
322
5. OPTIMIZACION DEL DIAMETRO DE LOS '-BARRENOS
El empleo de cartuchos de gran diámetro en el avan- ~
ce de túneles y galerías presenta las siguientes venta-jas:
',-- Reducción del número de barrenos.- Aumento del espaciamiento entre barrenos como
resultado de una mayor dimensión de la piedra.- Ahorro de tiempo durante la perforación, carga y '--
retacado de los barrenos.- Disminución de los costes de excavación.
Con la tecnología actual existe una cierta dependen- '--cia entre el diámetro de los barrenos y la sección de laexcavación. En la Fig. 22.31 se puede ver como, en tér- '--
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Figura 22.31. Diámetros de los cartuchos aconsejados enfunción de la sección de la excavación.
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Figura 22.32. Reducción estimada del número de barrenosal usar diámetros de cartuchos mayores. '-
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minos de diámetro de los cartuchos, por debajo de 10
m2 de sección se utilizan cargas de 30 mm, entre 10 Y./ 20 m2 cartuchos de 30 o 35 mm, en excavaciones de
más de 20 m2 los de 40 mm y por encima de 40 m2,generalmente en pozos, cartuchos de 50 mm.
Como puede deducirse fácilmente, un incremento enel diámetro de las cargas de explosivo lleva aparejadouna reducción del número de barrenos necesarios, utili-zándose en ocasiones la siguiente regla práctica: cada
./ milímetro de aumento de los cartuchos de explosivoequivale a una reducción del 3% del número de barre-no. En la Fig. 22.32 se ilustra gráficamente este hecho.
Por otro lado, las cargas de mayor calibre trabajancon dimensiones de la piedra más grandes. En la Fig.22.33 se muestra esta dependencia para diámetros de
./ cartuchos de explosivos gelatinosos entre 20 y 60 mm yrocas de distintos tipos, con resistencias a la compre-sión entre 50 y 200 MPa. La relación que existe entreambas variables es lineal.
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Figura 22.33. Valores de la piedra aconsejados para diferen-tes rocas y diámetros de los cartuchos de explosivo.
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En barrenos de gran diámetro es suficiente normal-mente cargarlos con explosivo en un tercio de su longi-tud. El explosivo actúa como una carga concentradacapaz de fragmentar y proyectar la roca situada entrebarrenos.
Una de las ventajas principales derivada del empleode cartuchos de mayor calibre es la importante reduc-ción en los tiempo de perforación, carga de los barrenosy retacado, como consecuencia del menor número detaladros. En la excavación de túneles y galerías el aho-rro de tiempo depende muy estrechamente del avancepor peg~, pudiendo llegar a ser del 50% cuando estosavances llegan a los 3,5 m, y se usan cartuchos de grandiámetro, Fig. 22.34.
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/ Figura 22.35. Sistema de proyección de esquemas de perfo;ración en labores subterráneas.
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2,5 3,0 3,5
AVANCE POR PEGA (m)
Figura 22.34. Reducción de los tiempos de perforación y vola-dura en función del avance de las pegas con cartuchos de
gran calibre.
Finalmente, todas las ventajas técnicas anteriores setraducen en unos menores costes cuando se usan
barrenos de mayor diámetro, como consecuencia de:
- Menor longitud de barreno perforada.- Menor número de detonadores necesario.- Menores cargas.- Menor coste de la mano de obra destinada a perfo-
ración y voladura.
6. EQUIPOS PARA EL REPLANTEO DE ESQUE-MAS DE PERFORACION
Entre los equipos auxiliares de apoyo al replanteo delos emboquilles de los barrenos en labores subterráne-as, están disponibles los proyectores de esquemas deperforación. Estas unidades van alimentadas por bate-ría, pudiéndose colocar sobre un trípode, sobre el pro-pio terreno o sobre un vehículo. Una vez marcada ladirección del túnel o galería, se procederá a señalar dospuntos de referencia en el frente y a continuación a pro-yectar el esquema de barrenos de la pega. La imagenobtenida se enfoca y, a continuación, sobre ella se pro-cede a señalar con pintura los puntos de emboquille delos barrenos.
323
60
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40
30
20
10
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