Embed Size (px)
Citation preview
.-/
Capítulo 22J
~',
J
VOLADURAS DE TUNELES y GALERIASJ
J
~,
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:
J
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
'1
liT
'--
111
'-
""i \..
Figura 22.1. Sistemas de avance en la excavación de túneles y galerías.
""1",bU",<""'lcil=" d'=I~,=~I=loJl=l"",J~
~
"
"'"~I~",,~I~"'Id,", 'd,=I_,~"'I"",
"-
- ----------
"
fF7f""1i='------------------
'-
TF-i FT7
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.
"
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.
;'
;'
;'
;'
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.
fT .~. Á""'Y'~:iiit...~~/~'-'-h'=
r="'~2~'~"~:
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
'-------- ,/JI'" I
/ ~ I
// ~ I/ ~ I
/ " 1
/D
~ I
/ 1~ I// I ~ --e " I/ 1 / " " 1
/ I / ~ I ,./ I //8 1
D2' 1 " :~ ~'
8 ~
~ 1'- c/ . 1, 3' I" l' /1 ..1" I ~' ~// I
", I '.// 82 1 // I" I // :" // 1, / I
I ,// II ',// 11 ' / 1I ./.-- IJ
"-
""
.....
.....
"
Figura 22.5. Cuele de cuatro secciones.
'-
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,
"
"
E--:0,6CD<!D::oWo..
0,4
0,2
(;~/ B,> D.,<"'- '/
c!1KPD1 D. Q,vj~/
, I o~'/ /B, = I 5 D: ¡ *"'11 /' 2: ~~'/ . «'.~/
x°-' ~'7B, A«J/' «'.0""> =---1~' /
/ //// /
/ /// // ¡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. \.
\/-\ 31 \1 2 \ 1 \
1 \ 1 \/ \ 1 \/ -
0\ 1/ \1 --- / \
1.- \1 '1 \
~ ~.,\\ /
\ /\ /
\ /\ /
\ /\ /
\ /\ /\ 5 /\ . /
\ /
\.
,
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.
--e-- -- 12\
1-- \
¡lO' I \I
~. \I
/ e \5\ \/ í3. \
/8 ./ 1 ~~\--1\
\\\\\\I --\" ----.--
d ------
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.
J
_1 ---~ ~-- t- \.-- .
1
\I 3 \I \ E( . \ ex¡,
¡ \
i-
( \
~I 1 2~\ (
\ ! E\I rt)\ ,
\ I -~J~
~/--t--- J1,::'70'9
~,
---/
~
--J
~
J
J
--./
--./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.
J
.,¡'
J
J
J 8
J
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
E..
4, "13I 82 I: / ", :I /~ " II 1/ "" , "111 8 10(0)0' . 1: ", ~_!::J // :I ',/ Ii '--2 :
48 83 8a
.p
TIla
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
ií
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 / ¡/ /
fi //'
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
if
: \:,1\l.
J
~Iií
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
~
, \ \ \" ',\ \ \" ,\ \ \,\ \
"""" ", \ \ \~
"""",", \ \\ 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
,~,,",.
~.
:, ~o
1
~
.¡; ,5 ,5.6! 3~0 3 3~0
3,8m. 1 ~ ~ H ,
U
,- .¡; ~2 ~2 ~2 .5
,f ,¡J 'M ,~ ,~ e. ,;.7 ~O Mo ~o .7,~.9 .6!! :¡ ii .¡; 9.~, "" l' ~" ".' -" .10 .9 U.e u e.U .9 10.~
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.
320
"
E'"'"
'-
"
,
14 13.~4,0 m
¡----IIIIIIII .
11
.I E EI~ ~III[I[I"
,---If---rr -- T- -rr --111", I1 11 11 11 lit
11 11 11 11 11:
ir'" 11 11 I1 11:
11
I
ff' 11 11 11:
E 11 11"J 11 11:
;:¡IIII E 11
I
H.. 11 I11
11 ~ 11 ~ 11', 11 I11
11 11 ~ !!o?'~,,~ lit
,o,"'~-f\;
E'"g¡.
.4 .5T
3,65 m=7
Eo'"<i"
: 1
C"=-=-=.::r~""T-:O:8o I 2 3
43210 0123. c:.:O--==-====-=-_-:J C:--== :OW::W:::O~"'-:8
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.
.9 .. .9. .7 . .. 7 .. . . . .7 6 5 6 7
'-
LABOR I CLASE
U)'w
«1-00::000::0ZWwO::U)WWWO:: JOa:aJW«1-
JU)W
U)«Wo0::000::aJz::)W
wf\)
U)~=>c:J
U)Wo::W
JJ
«1-
'- \.. '- '- '- '- " "
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
zQO«t::::2:::¡zU)
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
zOO«t::::2:::¡zU)
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.
'- \.
DURACIONMAXIMA DE
LA VOLADURA
5s
125 ms
125 ms
5s500 ms
500 ms
500 ms
125 ms
125 ms
" \.. ". \..
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.
~OOm Iu, COI""""~, ,- -1 ""i' ""d ,- ""
r
' 9 .7 .5 .4 .5 .7 9 f:
TIf--O,75-+- 0,75-+-0.50+--ü.50 2 ~\j ,o .3 I o 1.3 IT\fa 6 ... 6 afi
I
~..8
..;2 o o 2 !\.. .. ~
u
'~a 6 6 a IT. . . .-I o I I.3 . . ..3 Ii
2 D. ~G
.9 .7 .5 .4 .5 .7 9 IT'" " 11 ,I-II-"l' ""'" , ""1"'""'" """",,\""""1=11=11=11"'\=111=\'
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.
IIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIII! I
T lt1111111
~~ -1 ~lI
o
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- '--
EÉ. 50CI)OIo::>ti: 40<!oCI)O...J 30woOa:1-w~<!(5
',-
,~
'---
'---
20o 10 20 30 40
SECCION DE LA EXCAVACION (m2) '---
Figura 22.31. Diámetros de los cartuchos aconsejados enfunción de la sección de la excavación.
'---
'--
;R Oo
"--
I I 'I I II I II I II I II I II I II I II I II I II I
II I
'--
"--
"--
'-
'--
Figura 22.32. Reducción estimada del número de barrenosal usar diámetros de cartuchos mayores. '-
"
.... . . . . . . ..S.. . . . . . . ..... . .
./
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.
/
./
./
./
ti!Q..~z 200oü5wg: 150::¡;oo4: 1004: 80<3
¡¡¡ 50~enü5~ 00 0,5 1,0
./
./
./
Figura 22.33. Valores de la piedra aconsejados para diferen-tes rocas y diámetros de los cartuchos de explosivo.
/
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.
/
/-.~ ,......'" ~-
"';,-
/
/ Figura 22.35. Sistema de proyección de esquemas de perfo;ración en labores subterráneas.
/
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
;gZO 50(3O:JO
40
30
20
10
00 v 2,0
BIBLlOGRAFIA
- BERTA, G.: «L'Explosivo Strumento Di Lavoro».ltalexplo-siv, 1985.
- CIL.: «Manuel des Explosifs». Montreal, 1971.- DU PONT: «Blaster Handbook», 16th edition, 1980.- EXSA: «Manual Práctico de Voladura». Perú, 1986.- GREGORY: «Explosives for North American Engineers».
Trans Tech Publications, 1983.- GODOY, S. G., and VIERA, M. D.: «Computerized Model for
Design Optimization of Blasting Patterns in Tunnels».Tunnelling'82,1982.
- GUSTAFSSON, R.: «Swedish Blasting Technique». SPI,1973.
- HAGAN, T. N.: «Larger Diameter Blastholes - A ProposedMeans of Increasing Advance Rates». Fourth AustralianTunnelling Conference Melbourne, 1981.
- HERRMANN, K.: «Precis de Forage des Roches». Dunod,1971.
- HEMPFILL, G. B.: «Blasting Operations», MacGraw-Hill,1981.
.- HOLMBERG, R.: «Charge Calculations for Tunneling».Underground Mining Methods Hanbook. AIME, 1982.
- LANGEFORS, U., and KIHLSTROM, B.: «Voladura de Ro-cas». Edit. URMO, 1973.
.."
324
"-
- LARSSON,B., and CLARK,D. A.: «Cost Savings and Im- "-
proved Stability Through Optimized Rock Blasting». VME-Nitro Consult, 1982.
- LOPEZ JIMENO, C.: «Cálculo y Diseño de Voladuras enTúneles con Microordenador - Programa DISVOL TUN». '-I Seminario de Ingeniería de Arranque con Explosivos enProyectos Subterráneos. Fundación Gómez-Pardo, marzo1986.
- OLOFSSON, S.O.: «Applied Explosives Technology forConstruction and Mining». Applex, 1990.
- PRINZ, J.: «Perspectives d'Avenir du Creusement a l'Ex-plosif». Industrie Minerale - Les Techniques. Ao'ut-septem-ber, 1983.
- ROCKSET INT. SALES AB.: «Información Técnica».- RUSTAN, A., et al.: «Controlled Blasting in Hard Intense
Jointed Rock in Tunnels». CIM Bulletin. December 1985.- TAMROCK: «Handbook 01 Underground Drilling», 1983.- WILD, H.w.: «Sprengtechnik». Verlag Glukaul, 1984.- WILD, H.W.: «The Optimal Borehole and Cartridge Diame-
ter». Rack Fragmentatian by Blasting. FRAGBLAST'93.Viena. 1993.
