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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA Ciclo de la puntualidad y la cultura Facultad de Ingeniería Civil VOLADURAS DE ROCAS Curso : MECANICA DE ROCAS APLICADA ING. CIVIL Docente : Ing. CARLOS HUAMAN EGO Estudiante : Morales Rosales, GERVER CARLOS Godoy Quispe, ELIZABETH Belleza villafuerte, CARLOS 20050315J 20050197G 20061254G Fecha de Presentación : 17/06/11 UNI - 2011 - I

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE

INGENIERIA

Ciclo de la puntualidad y la cultura

Facultad de Ingeniería

Civil

VOLADURAS DE ROCAS

Curso :

MECANICA DE ROCAS APLICADA ING. CIVIL

Docente :

Ing. CARLOS HUAMAN EGO

Estudiante :

Morales Rosales, GERVER CARLOS

Godoy Quispe, ELIZABETH

Belleza villafuerte, CARLOS

20050315J

20050197G

20061254G

Fecha de

Presentación : 17/06/11

UNI - 2011 - I

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INTRODUCCION El consumo de explosivos en una mina que tiene una roca muy dura (180 – 250

Mpa), el costo de explosivos oscila entre US$ 0.24 a 0.26 $/ton estas cifras son

influenciadas por tres factores; la malla de perforación, tipo de explosivo

(ANFO Pesado), y el diámetro del taladro. El departamento de Perforación y

Voladura, solicita a Geología y Geotecnia que interprete las áreas que serán

minadas; determinando de esta manera el tipo de roca predominante en cada

corte, la información litológica es crítica, pues ella tiene una gran influencia en

el pronóstico de aceros de perforación y consumo de explosivos.

El rol de Geotecnia es crítico, ellos proveen información relativa a la calidad del

macizo rocoso, especialmente cuando se trata de taludes finales de la cantera

o de la mina a cielo abierto o de una fase que da paredes que van ha

permanecer por más de dos años. La seguridad en la estabilidad de taludes es

muy importante, ellos en la cantera o mina a cielo abierto garantizan un

desarrollo económico y seguro de la explotación del mineral en minas a cielo

abierto. El costo de perforación de US$ 0.17 $/ton, y en voladura se tiene un

costo de 0.26 $/ton volada, razón por la cual se realiza el plan de perforación y

voladura.

Esta es una mina de Oro con una relación desmonte mineral de 1/5, para el

año 2007, y con una ley de 1.27gr/ton

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CAPITULO 1

1. CRITERIOS EN LA SELECION DE ACEROS DE PERFORACION

1.1 . OBJETIVO

Es mostrar los tiempos que se utilizan para llevar a cabo la perforación, y analizar los retrasos inherentes a la operación de perforación, los cuales deben ser incluidos en la elaboración del plan

1.2 . MARCO TEORICO

En la elaboración del plan de Perforación es preciso mostrar que se incluye los tiempos improductivos y los tiempos que significan los trabajos complementarios, esto varía para cada mina. Dentro del plan se mostrara todos los costos que significa los aceros de perforación, también se muestra los metros a perforar y los rendimiento para cada ítem que se utiliza en la columna de Perforación.

1.2.1 Impacto de los retardos operacionales en un periodo de 24

horas

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En este cuadro no se incluye el tiempo que significa el mantenimiento mecánico, programado, para efectos de un plan, se considera que la disponibilidad mecánica esta en el orden del 90%, este número varía en función a la disponibilidad mecánica entregada por el área de mantenimiento mecánico.

1.2.2 Distribución de los retardos operacionales

En este cuadro se evidencia de manera proporcional el impacto de

los tiempos operativos en el rendimiento de la perforación, se puede

ver que el tiempo utilizado para mantenimiento es el 10%, esto puede

ser menos, según se muestre los últimos reportes del área de

mantenimiento.

Son valores observados en un periodo de 6 meses

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1.2.3 Factores y equipo de Perforación

1.2.3.1 Altura de Banco. Este relacionado con el alcance del equipo de carguío; y en un yacimiento de oro con presencia de carbón se considera un banco de 10m.

1.2.3.2 Diámetro de Perforación. La capacidad de carguío de los equipos, y la resistencia a la compresión de la roca son las limitantes para elegir el diámetro de perforación. La resistencia a la compresión uní-axial de la roca oscila entre 140 y 230 Mpa.

Se puede ver dos opciones una broca de 200mm (7 7/8” in) y la otra de 51mm (9 7/8” in). En rocas que tienen resistencias a la compresión en un rango de140 y 250Mpa. Opción 1

Producción = 600 ton/h Vida de broca 200mm = 300 a 700 m

(7 7/8”) Opción 2

Producción = 1,200ton/h Vida de Broca 251mm = 500 a 1200m (9 7/8”)

El empuje vertical (Pulldown) que debe aplicarse en una roca cuya resistencia a la compresión uní-axial esta en un rango de 140 a 250MPa, también es un parámetro para determinar el diámetro de la broca Este es un parámetro importante que nos ayuda a elegir el diámetro de perforación por que establece una relación entre el diámetro y la resistencia a la compresión uní-axial de la roca. Empuje (Pulldownn) P = (D x C) / 5 Donde: P : Empuje Vertical (Libras) D : Diámetro de la broca (pulgadas) C : Resistencia uní-axial de la Roca (psi) Opción 1 Para 140Mpa P = (9.875 x 20,305) / 5 (lb) P = 18,183 kg

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1.2.3.3 Diámetro de la Barra

Este es un elemento de mucha importancia, porque además de servir como transmisor del empuje sobre la broca, también es útil para las siguientes funciones: Se envía aire y aceite a las brocas de perforación, para obtener una mejor vida útil de este elemento y evacuar los detritus de perforación.

1.2.3.4 Elección del diámetro de la barra Información a utilizar:

Diámetro del taladro

Diámetro de la barra de perforación

Capacidad del compresor de la perforadora. Compresor: 70.80 m3/min a nivel del mar Perdida de CFM: 10% por cada 1000m, SNM Capacidad real: 70.80 x 58% = 41.06 m3/min a 4200 m, SNM

1.2.3.5 Ilustración de la columna de Perforación: En este grafico se muestra como está distribuida una columna de perforación

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CAPITULO 2

2. CRITERIOS PARA DETERMINAR LOS PRAMETROS DE PERFORACION.

2.1 OBJETIVOS

Mostrar de manera iterativa el cálculo de la malla de perforación de una práctica basados en la caracterización del macizo por Lilly y el modelo matemático de Kuz-Ram, Existen muchos métodos, pero los antes mencionados toman en cuenta las características geomecánicas de la roca, la litología, y nos dan un tamaño promedio de la roca fragmentada.

2.2 Caracterización de la roca para el propósito de voladura. Las características físicas de las rocas están en función a su génesis y a los procesos geológicos a los cuales fueron expuestas.

2.2.1 Propiedades de las rocas

a) Densidad, Resistencias dinámicas de las rocas, Porosidad

2.2.2 Caracterización del macizo Rocoso Las propiedades del macizo rocoso son de fundamental importancia para conseguir un buen diseño de perforación y voladura pequeñas variación de estas propiedades hacen que los parámetros de diseño de la perforación y voladura sean diferentes.

a) Rigidez de la roca: Controla la distorsión que pueda haber en las paredes del taladro. b) Resistencia a la compresión: controla la rotura de la roca en las paredes del taladro c) Propiedades de atenuación: Da la atenuación de la ondas. d) La tensión dinámica: Tiene su influencia en la apertura de nuevas grietas para generar fracturas de rotura en el macizo e) Característica, frecuencia y orientación de las fracturas in situ: Su influencia se da en el tamaño de los bloques que se muestran de manera natural. f) La constante “A”, Es un parámetro que lo da Lilly y partir del cual se puede obtener factores de carga. g) Propiedades mecánicas: Se tiene dos parámetros que son susceptibles de medir: El Modulo de Young: representa el comportamiento de la deformación a la tensión y tracción lineal que sufre la roca

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Ratio de Poisson’s: expresa La relación de la tensión lateral con la tensión longitudinal en un esfuerzo uní-axial Los valores dinámicos se pueden calcular de la siguiente manera:

Modulo de Young

E = Vs2 x ρ x {3 x (Vp/Vs) 2 -4} / {(Vp/Vs)2 – 1} Donde:

E = Modulo de Young

Vp = Velocidad de la onda “p”

Vs = Velocidad de la onda “s”

ρ = Densidad de la roca

Ratio de Poisson’s

{2 – 1(Vp/Vs)} / { 2 - 2(Vp/Vs)} = ט Donde:

Ratio de Poisson’s = ט

Vp = Velocidad de la onda “p”

Vs = Velocidad de la onda “s”

2.2.3 Índice de cálida del macizo rocoso ( RQD)

RQD: (Rock Quality Designation) , el índice de cálida de roca, que se mide in situ, para realizar dicho calculo existen tres posibilidades: a) Primer caso: a partir de los testigos obtenidos en la exploración.

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b) Segundo caso: RQD Determinado en el campo por el área de Geotecnia, en un tramo longitudinal de pared expuesta

RQD = 100 ג (0.1-) ג x (0.1 1 + ג )

Donde: Nro. De Fisuras / Espacio (Span) = ג c) Tercer caso: Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras por metro cúbico al realizar el levantamiento litológico estructural de las paredes de la mina, este se usa para voladura:

RQD = 115 – (3.3) Jv Donde: Jv = numero de fisuras por metro cúbico

2.2.4 Índice de la roca a la voladura ( Blastibility) Este índice fue desarrollado por Lilly, y nos da una idea de cuan fácil o difícil es volar una roca.

BI = 0.5(RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) Donde: RMD = Descripción del macizo rocoso JPS = Espaciamiento de las juntas planares JPO = Orientación de las juntas planares SPG = Gravedad especifica RSI = Dureza de al roca (Hardness) RSI = 0.05(RC) RC = Resistencia a la compresión simple (Mpa) Para una roca totalmente masiva el espaciamiento entres juntas es intermedio y con una resistencia a compresión de 140 a 230Mpa, vemos que los rangos de factor de carga se mueve entre: 0.25 y 0.3 kg/ton de ANFO, dicho explosivo tiene un densidad de 0.8gr/cm3, sin embargo con el uso de ANFO pesado estos factores de carga se van a un rango mas elevado de 0.46 – 0.56 kg/ton

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IB para una roca con las siguientes características, de 140 y 230Mpa

RMD 40 50

JPS 20 20 JPO 30 30 SGI 12.5 20

RSI 7 11.5 IB 54.75 65.75

2.2.4.1 Índice de volabilidad modificado para un caso particular. El índice planteado por Lilly, se le puede ingresar nuevos parámetros, como la alteración y la abundancia de esta particularidad, dichos valores entran restando el índice original, Cada mina tiene sus particularidades. Propuesta:

BI = 0.5 x (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI - ALTxAB) Donde: RMD = Descripción del macizo rocoso JPS = Espaciamiento de las juntas planares JPO = Orientación de las juntas planares SPG = Gravedad especifica RSI = Dureza de al roca (Hardness) RSI = Razón de influencia de la resistencia ALT = Tipo de alteración AB = Abundancia

Cálculos en base al índice de Volabilidad: FE = 0.015 x BI FC = 0.004 x BI A = 0.12 x BI (A = Factor de roca)

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Sin embargo en marzo del 2006, la empresa ASP Blastronic presenta un nuevo criterio para calcular el índice de Volabilidad, el cual lo hace en función de la Velocidad de penetración, mineralización, RQD, Litología y densidad de roca y es el cuadro adjunto en la parte baja de la hoja.

Fue con esta información con la cual ajustamos nuestros factores de carga y como puede ver es un cuadro que se puede aplicar a cualquier mina.

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2.2.5 Modelo de Kuznetzov Rambler Modelo Kuz – RAM para obtener un valor promedio de fragmentación

X50 = AK(-0.8) x Qe(1/6) x (115 / SANFO)19/30 Donde: X50 Tamaño medio de los fragmentos A Factor que depende del tipo de Roca (Lilly) Qe Masa de explosivo (Kg) SANFO Potencia del explosivo respecto al ANFO K Factor de carga (kg/ton)

Curva típica de la ecuación de fragmentación dado por Kuz-Ram, la cual tiene que ser ajustada con valores obtenidos en campo

2.2.6 Exponente de uniformidad de Rosin – Rambler n = (22-14B/D) x (1 – W/B) x ((1+S/B)/2)0.5 x ((abs(LCF-LCC)/LCT)) + 0.1)0.1 x LE/H

Donde: B = Burden S = Espaciamiento D = Diámetro (mm) W = Desviación de la perforación (m) LCF = Longitud de la carga de fondo (m) LCC = Longitud de la carga de columna (m) LE = Largo del explosivo sobre el piso (m) H = Altura del Banco (m)

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2.2.7 Modelo Kuz – Ram ajustando al exponente n

R = 1 - e(-0.693) x ( X/X50)n Donde: R = Fracción del material bajo el tamaño (X) X = Diámetro del Fragmento en cm n = Exponente de uniformidad de Rosin-Rambler

2.2.8 Modelo Kuz – Ram, para un banco de 15m En estos cuadros se han colocado los datos reales de la mina, y la fragmentación se ha medido con un software llamado Wipfrag, el cual nos da un exponente de 2.23, y con un tamaño promedio de 25.6cm para el 50% del material volado

Con Kuz –Ram, vemos que el exponente de corrección es de 1.24, y el tamaño promedio de la muestra es de 22.8cm para le 50% del disparo

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2.2.9 Resultados obtenidos en Campo A continuación mostramos una serie de mediciones de fragmentación realizadas en campo.

1) Voladura en una roca suave = (60 – 110) Mpa

Actualmente la malla esta en Burden 8m x 7.5 de espaciamiento

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2) Voladura en una roca media = (110 – 150) Mpa

Para la dureza de esta malla esta dando resultados regulares por los que no podemos ampliarla

3) Voladura en una roca Dura = (150 – 180) Mpa

Acá es muy claro ver que el tamaño promedio es de 40cm, el doble del tamaño del que se obtiene en las rocas de dureza suave y media. La malla aun no podemos ampliarla B= 5.6m S=6.5m, tenemos 40cm de tamaño de fragmento promedio.

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4) Comportamiento del factor de carga en función al tamaño de la fragmentación

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CAPITULO 3

3. CRITERIOS DE SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS (Arenisca Silicificada)

3.1 OBJETIVO

Determinar el tipo de explosivo a utilizar en una operación en la cual la chancadora nos restringe a un tamaño máximo de fragmento de 60cm, la roca varía desde suave a muy dura

3.2 FUNDAMENTO TEÓRICO

En la selección del explosivo muy a menudo vamos por un explosivo de bajo precio, sin analizar el contexto general en el cual impacta la voladura, triturar una roca de 60cm en la chancadora primaria, requiere de mayor energía y tiempo que triturar una roca de de 20cm de diámetro.

3.2.1 Características de la roca

Las variables geomecánicas de la roca, son las que están presentes en el macizo rocoso y son las que determinan la calidad de la voladura y la estabilidad de los taludes.

3.2.2 Tipo de Roca En este caso en una roca masiva, es una arenisca de grano muy fino con una matriz e 95% de sílice.

3.2.3 Rocas Volcánicas En este yacimiento existe un roca que recubre en gran parte a la arenisca y es una toba volcánica, se presenta en bloques no esta en horizontes uniformes, lo cual dificulta volarla con una buena fragmentación, y lo que nos obliga a tener taladros satelitales, para conseguir una buena fragmentación en la parte superior del banco, justo en la zona del taco.

3.2.4 Brecha Volcánica Dentro de este yacimiento existen zonas donde la roca se presenta en bloques, y es la roca tipificada como la brecha volcánica, con una matriz de sílice esta roca es muy dura par la perforación y difícil par la voladura.

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3.2.5 Tobas Volcánicas Estos tipos de rocas son las tobas volcánicas, con cavidades de 4cm y son muy raras a veces están presentes, dicha característica produce una gran amortiguación de la onda de choque lo que revierte en una defectuosa voladura (mucha botonería).

3.2.6 Problemas de Entorno

Los principales problemas que se puede ocasionar son: a) Por los niveles de vibraciones. b) Onda a aérea. c) Presencia de humos nitrosos (son de color naranja, anexo 5) La dureza de la roca presente en este yacimiento nos obliga a utilizar ANFO pesado, el cual tienen una alta velocidad de Detonación (VOD) por lo tanto también generan mayores niveles de vibraciones.

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La condición fundamental que nos obliga a utilizar un ANFO pesado, es la dureza de la roca y el otro parámetro son 7 meses de lluvia, haciendo que el agua se almacene en los taladros, y se utilice explosivo resistente al agua que es el ANFO pesado con mayor porcentaje de emulsión; como las mezclas HA 64 o HA73 ( 60% Emulsión / 40% ANFO) Pero por la dureza del terreno es mejor utilizar un explosivo de alta Velocidad de Detonación (VOD) es la característica más importante para conseguir una alta potencia del explosivo. La presión de detonación es la propiedad de un explosivo para romper a la roca.

Donde:

ρ = Densidad del Explosivo en g/cc

VOD = Velocidad de detonación del Explosivo en m/s Pd = Presión de detonación Como ejemplo, tomamos un HA 46 (40% Emulsión / 60 %ANFO), es el explosivo que dio la mejor VOD, en un taladro de 0.251m (9 7/8”), tal como se mostrara en el análisis de VOD ρ = 1.20 en g/cc VOD = 4,907 en m/s

Los factores que tienen influencia en la presión de detonación es la densidad y la VOD, ambos valores se pueden medir en campo.

3.2.7 Elección del Explosivo en función a su VOD Todas las medidas fueron tomadas con el mismo equipo, se mantuvieron constantes los siguientes ítems; Nitrato de Amonio (Nitropril) Diesel 2 Emulsión Matriz Diámetro del taladro 9 7/8” Altura de la columna del explosivo Camión mezclador de materia prima Las muestras de VOD en este informe están basados en ANFO + Emulsión matriz (no sensibilizada) por ser mas económica A continuación se muestra los valores de VOD en un taladro de 11.5m de profundidad, banco de 10m VOD de un ANFO Simple Elementos: Nitrato de amonio (NitroPril ρ = 0.78gr/cc ) ρ ANFO = 0.80 gr/cc NA / Diesel 2 = 94% / 6%

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CAPITULO 4

4. TERMOQUIMICA DEL ANFO

4.1 . OBJETIVO

Describir de manera practica el comportamiento de los explosivos desde el punto de vista fisicoquímico, ya que en la detonación del explosivo libera energía.

Oxidante + Hidrocarburo = CO2 + H2O + N2 Pero en el ámbito real al crear el ANFO Pesado, el balance de oxigeno será negativo.

4.2 . CALOR DE EXPLOSION Nos valemos del concepto de entalpía para calcular este valor, veamos el calor generado por el ANFO.

Δ Hp (Explosivo) = Hp(Producto) - Hp(Explosivo)

3NH4NO3+ 1CH2 → CO2 + 7H2O + 3N2

Datos de calor de Formación en Kcal/mol

Nitrato de Amonio (NH4NO3) = -87.3 kcal/mol

Diesel (CH2) = -7 kcal/mol

Dióxido de carbono (CO2) = -94.1 kcal/mol

Agua (H2O) = -57.8 kcal/mol

Nitrógeno ( N2 ) = 0 kcal/mol

Ahora remplazamos los valores en la ecuación 1

Hp(Explosivo) = 3(-87.3) + (-7) = - 268.9 kcal

Hp(Producto) = (-94.1) +7(-57.8) + 3(0) = - 489.7 kcal

Qe = - Δ Hp

-Δ Hp (Explosivo) = -Hp(Producto) + Hp(Explosivo)

Qe (Explosivo) = -(- 489.7) + (268.9)

Qe (Explosivo) = 229.8 kcal

Ahora calculamos el peso molecular del explosivo

Pm (Explosivo) = 3NH4NO3+ 1CH2

Pm (Explosivo) = 3(80.0432)+ 1(14.0268)

Pm (Explosivo) = 254.2 mol El calor de explosión por kilogramo;

Qkp (Explosivo) = (229.8kcal) / (254.2g) x 1000g/kg

Qkp (Explosivo) = 904.00 kcal / kg

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Este calor es a presión constante, no expresa gran interés, en el ámbito de los

explosivos, ahora veamos cunado influye el volumen de los gases producto de

la detonación:

Qmv = Qmp + 0.58 x npg

Donde:

npg = 11, (numero de moles del producto)

Pero nosotros deseamos conocer el calor desprendido por cada mol

correspondiente a un kilogramo de explosivo

Qkv = (Qmv x 1000) / Pm

Qmv = 229.8 + 11x 0.58 = 236.18 kcal/mol

Pm = 254.2 mol

Qkv = (236.18 x 1000) / 254.2

Qkv = 929.11 kcal / kg

4.3 BALANCE DE OXIGENO

En nuestro caso es fundamental controlar el balance de oxigeno por tener una roca

muy dura se utilizara ANFO pesado los cuales tienen un balance de oxigeno Negativo

4.4 ANFO PESADO

Sin embargo para hablar del balance de oxigeno que se obtiene en una reacción

llevado a cabo con ANFO mas Emulsión, es necesario hacer una descripción de que

es una emulsión

4.4.1 Emulsiones a Granel

Desde el punto de vista químico, una emulsión es un sistema bifásico en el cual se

mezcla una solución acuosa, la fase acuosa esta compuesta por sales inorgánicas

oxidantes(nitrato de Amonio) que son disueltas en agua y la fase aceitosa esta

compuesta básicamente por hidrocarburo (Diesel 2), para que esa solución se junte y

tenga una permanencia por un periodo de tiempo limitado se usan emulsificante, que

también pertenece a la cadena de los hidrocarburos, es importante la Viscosidad de la

emulsión debe estar en el rango de 25,000 a 30,000 cp

Formula de una emulsión

75%NH4NO3 + 8%CH2 + 18%H2O + 1% Emulsificante (depende a donde va ir la

emulsión y que tiempo será almacenada, para que el % del emulsificante va a variar)

Las emulsiones se usa por dos razones, la primera es resistente al agua, la segunda

eleva la velocidad de detonación del explosivo (VOD).

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4.5 Balance de oxigeno de los ANFO Pesados

El balance de Oxigeno en un ANFO pesado es negativo, pero cualquier error en la

mezcla del ANFO, lo convierte en una balance positivo y aparecen humos de color

Naranja o Rojizos, además hay una pérdida de energía, pero los humos rojizos son

muy densos y demoran en disiparse 10 minutos, da cabida a protestas de los

ambientalistas.

4.6 Balance de oxigeno para diferentes mezclas

ANFO Pesado 28 (20% de emulsión y 80% de ANFO), este es un explosivo que no es

resistente al agua, pero tiene mayor potencia que el

ANFO simple.

Cuadro 1

Se ve que el balance de oxigeno es negativo (3.04)

El explosivo se prepara en el lugar por lo tanto si hay un pequeño error en la

fabricación del ANFO, el ANFO pesado tendrá como balance de oxigeno positivo como

se muestra en el siguiente cuadro.

Y en vez de botar 96% de NA esta botando 95.5% de NA, y 4,5 de Diesel, este mínimo

error hace que el balance de oxigeno sea positivo y con los efectos antes descritos.

(Ver el anexo 4).

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Cuadro 2

ANFO Pesado 37 (30% de emulsión y 70% de ANFO), este es un buen explosivo

para utilizarlo en roca de dureza media a dura, 100 a 150 Mpa

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CAPITULO 5

5. PLANIFICACION DE PERFORACION Y VOLADURA

5.1 OBJETIVOS

Mostrar de manera sistemática periodo a periodo las necesidades tanto en el área de

perforación como en Voladura. El Plan de Perforación como el de voladura está

basados en los datos reales de una mina cielo abierto.

5.2 PLAN DE PERFORACION

Este plan describe de manera explícita, las necesidades de la perforación basados en

datos obtenidos en el campo en los últimos meses de trabajo, relativo a las mallas de

perforación que se tienen para diferentes tipos de roca, en mineral y desmonte

5.3 CRITERIOS DE PERFORACION

En el cuadro adjunto se muestran todos los parámetros tomados en cuenta para

elaborar el plan de perforación, y los cuales también están basados en el análisis de

fragmentación que se realizo en el capítulo 2, esto es para determinar el tamaño de las

mallas y el diámetro del taladro.

Los taladros satelitales se coloca en una zona de mineral y con roca volcánica.

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5.4 TONELAJES NESESARIOS A VOLAR

En la siguiente cuadro vemos los tonelajes periodo a periodo por tipo de material,

mineral y desmonte, son las cantidades que debemos de volar en el año 2007

Se ha buscado discriminar los tonelajes a perforar por cada tipo de roca para optimizar

el uso de los aceros de perforación porque es muy diferente el rendimiento de los

aceros de perforación en una roca arenisca que una lutita, todos estos datos nos ha

proveído el área de planificación a largo plazo, en el cuadro anterior se muestra las

mallas que utilizaremos en los diferentes tipos de roca , además en una roca volcánica

mineralizada utilizaremos taladros satelitales que son ayudas, para conseguir una

mejor fragmentación y van colocados en el centro de gravedad del triangulo equilátero

que conforma la malla

5.5 . ESTADISTICA DE PERFORACION

En el siguiente cuadro se muestra todos los detalles de la perforación, el numero de

taladros a perforar, los metros que eso significa los metros de re-perforación que se

tiene por periodo, las horas requeridas para la perforación, también se muestra el

requerimiento de equipo para lograra los metros planificados para el año 2007, se

muestra las disponibilidad, utilización por periodo y un resumen por año.

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5.6 . COSTOS INVOLUCRADOS EN LA PERFORACION

Se ha calculado las cantidades el total de combustible que van a utilizar las perforadoras y el costo que este significa. Se muestra el consumos de accesorios de perforación por tipo de roca, y el costo para cada uno de ellos, como son las barras, brocas, que es el ítem mas critico por la dureza de la roca, los anillos centralizadores “deck bushing”, los conectores de la broca a la barra ”bit sub”. Dentro de este cuadro también se muestra el costo total por tonelada que significa perforar en este tipo de roca con los consumos y costo que estos significan, para cada periodo, de tal manera que puedan ser comparados con los consumos y costos reales que se dan en la mina por cada periodo planificado. El siguiente cuadro muestra el gasto total que se dará según el pan durante el año 2007

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La mano de obra consta de una supervisión general dos supervisores de campo y 16 operadores de perforadoras, eso hace un total por año de US$152,292.

5.7 PLAN DE VOLADURA

Este plan está basado en el tamaño de fragmento que deseamos tener, y la primera condición es la chancadora, acepta una fragmento de 60cm como tamaño máximo, la segunda restricción que tenemos es el la dureza de la roca, la cual nos obliga a utilizar explosivos de alta velocidad de detonación, lo cual eleva el costo del explosivo, sin embargo en el contexto general si obtenemos una buena fragmentación el gasto elevado en explosivos se ve recuperado en el menor trabajo de la chancadora, la cual requiere de menor energía para triturar los fragmentos. Otra condición son las temporadas de lluvias, que obliga a utilizar ANFO pesado con mayor proporción de emulsión para que el explosivo sea resistente al agua, mínimo 72 horas en el taladro En el siguiente cuadro se muestra las mallas que utilizaremos por cada tipo de roca, también se especifica los factores de carga y la longitud de carga y taco que llevan cada uno de los taladros, en condiciones normales. En muchas ocasiones en la época de lluvia, muchos taladros no acumulan agua, por condiciones naturales del macizo, en esta circunstancia utilizaremos un ANFO pesado HA46 si el área es mineralizada,

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5.8 CONSUMO DE EXPLOSIVOS COSTO TOTAL POR TONELADA

En esta hoja se muestra de manera didáctica la cantidad de taladros a volar, por lo tanto

tenemos el consumo de explosivos, (Nitrato de Amonio, Emulsión y Diesel 2),

Accesorios de Voladura y el costo total de de voladura por periodo par ser contrastado

con lo costos reales que se darán en cada periodo del próximo año.

En este cuadro se menciona línea silenciosa, esta se utiliza para iniciar un disparo

tradicional $con líneas principales de cordón detonante El I-kon, es un detonador

electrónico que se decidió utilizarlo por su precisión en los tiempos de retardo, la

facilidad con la cual se puede programar los tiempos de retardo, y su seguridad, se sabe

si va detonar antes que el disparo se realice.

El disparo se puede iniciar en el lugar que uno decida, esta flexibilidad hace que se

tenga una buena separación del mineral y desmonte

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CAPITULO 6

6. TIPOS DE ROCA

Rocas Ígneas: Son las que provienen del Magma Ígneo, que es una masa de roca fundida, formada de silicatos, gases y vapor de agua, y que se ubica en la zona más externa del manto y en la zona inferior de la corteza terrestre.

Rocas Extrusivas o Lavas: Si salen a la superficie de la tierra en estado de fusión, y luego se enfrían rápidamente. Ejemplo: Bansalto, Andesita,Oesidiana.

Rocas Intrusivas: Si no alcanzan a llegar a la superficie de la tierra y se quedan en cavernas subterráneas. Ejemplo: Uranito, Diorita, Diabasa.

Rocas hipabisales: Son aquellas que se forman en condiciones intermedias entre las intrusivas y las extrusivas.

6.1 . Rocas sedimentarias:

6.1.1 Sedimentaria clásicas: (Clasto = partícula). Provienen de rocas desintegradas arrastradas por ríos y depositadas en capas que son sometidas durante un considerable período de tiempo a elevadas temperaturas y presiones.Ejemplos: Areniscas, conglomerados, Brechas.

6.1.2 Sedimentarias químicas: Provienen del transporte de partes duras de organismos marinos mezclados con arena y arcillas, este transporte es provocado por las corrientes costeras. Ejemplos: Caliza, Dolomita, Sal, yeso.

6.1.3 Sedimentarias orgánicas: Están formadas por restos orgánicos. Ejemplos: Carbón, Diatomita.

6.2 . Rocas metamórficas

Provienen de un largo proceso de recristalización de otras rocas, que se produce a altas temperaturas (entre 100 y 600 grados C) y altas presiones (miles de atmósferas), con un aumento de densidad. Las rocas metamórficas son rocas ígneas o sedimentarias que se han transformado mineralógica y estructuralmente por un proceso que se llama Metamorfismo.

6.2.1 Tipos de metamorfismos:

6.2.1.1 Metamorfismo de contacto: Se trata del metamorfismo inducido en las rocas por su cercanía a rocas ígneas intrusivas. Los cambios son mayores al acercarse al contacto, se habla de Aureola de contacto. .

6.2.1.2 Metamorfismo regional: Se presenta en áreas extensas (miles de Km.2). Se estima que se debe a concentraciones periódicas de calor, ubicadas en profundidad, que suministraron la energía para causar este metamorfismo. .

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6.3 Clasificación de las rocas metamórficas:

6.3.1 Rocas Foliadas: (Foliación: estructura en láminas por agregación de cristales en capas). La foliación más o menos plana en la roca, se debe a la Esquistocidad, que es una estructura paralela de origen metamórfico. Ejemplos: pizarras, con esquistocidad plana perfecta, esquistos, (metamorfismo regional de conglomerados y areniscas).

6.3.2 Rocas no Foliadas: Al no ser Esquistosas, tienen como uniforme. Ejemplos: granulitas, corneanas, mármol.

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CAPITULO 7

7. Conceptos Básicos sobre Voladuras

Bajo suposiciones generales, la complejidad de los registros de vibraciones (obtenidos en un sitio lejano al lugar de la explosión) generadas por voladuras se debe a varios aspectos, entre ellos: la fuente (proceso de voladura en si), el camino o trayectoria que las ondas recorren y el tipo de sensor con el que se miden. Aunque las vibraciones producidas por voladuras no son tan complejas como las producidas por un sismo (en el cual la fuente es desconocida y cuyos registros son obtenidos generalmente a grandes distancias y con trayectorias mucho más complejas; estas vibraciones sí tiene algunas variables en el proceso de voladura (la fuente) que lo hacen no trivial.

Para entender los procesos de las voladuras que influyen en la generación de vibraciones, es indispensable el estudio, aunque sea a nivel básico, de de los materiales y métodos utilizados.

Este documento se presenta a manera de introducción y de forma muy general, el tema de los explosivos y sus propiedades, las clases de explosivos utilizadas en trabajos de minería superficial y algunos conceptos básicos sobre las técnicas utilizadas en voladuras.

7.1 Explosivos y sus propiedades

7.1.1 Reseña histórica La sustancia más antigua utilizada como explosivo es la pólvora negra que consiste en una mezcla formada por 75% de nitrato de potasio, 10% de carbón y 15% de azufre. Esta sustancia fue presumiblemente desarrollada por los chinos y en un comienzo era utilizada exclusivamente en exhibiciones pirotécnicas relacionadas con sus celebraciones.

Es probable que la pólvora se introdujera en Europa procedente del Oriente Próximo; la primera referencia detallada del proceso de fabricación de este explosivo en Europa data del siglo XII en escritos del monje Roger Bacon. Hacia el siglo XIV gracias al monje alemán Berthold Schwarz, este producto fue utilizado en actividades militares. Europa fue el lugar donde este material se utilizo por primera vez con fines benéficos en las áreas de la construcción y la minería.

Un posterior desarrollo substituye el nitrato de potasio por clorato de potasio, y luego por nitrato de sodio, estos cambio resultaron en un explosivo mucho más potente. La pólvora puede fabricarse solamente con carbón y azufre, pero como es un explosivo combustible necesita oxígeno, por lo que para estallar en un barreno necesita una tercera sustancia 100 (clorato de potasio, Nitrato de sodio o el nitrato de potasio) que con el calor se descomponga desprendiendo oxígeno.

La nitroglicerina fue descubierta hacia el año 1840 por el químico italiano Ascani Sobrero.

Este explosivo (compuesto de glicerol, ácido nítrico y sulfúrico) resultó ser muy potente pero a la vez muy sensible a la presión y temperatura, lo que lo hace muy peligroso;

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unos años después de este descubrimiento, el químico Sueco Alfred Novel resolvió el problema de sensibilidad de la nitroglicerina al mezclar esta con una sustancia inerte que puede ser una tierra diatomácea, a esta nueva sustancia se le llama dinamita nitroglicerina.

Durante los últimos 60 años el Nitrato de Amonio ha desempeñado un papel cada vez más importante en los explosivos. Se usó primeramente como ingrediente de la dinamita y, hace aproximadamente un cuarto de siglo, comenzó a emplearse en una sencilla y económica mezcla con el Diesel que ha constituido una revolución en la industria de los explosivos y que, hoy día, cubre aproximadamente el 80% de las necesidades de los explosivos (Favela, 2001).

En los últimos 20 años se han desarrollado explosivos de geles de agua con base de nitrato de amonio. Estos explosivos contienen sensibilizadores, tales como los nitratos de amina, el TNT y el aluminio, así como agentes de gelificación y otros materiales, con el fin de alcanzar un grado de sensibilidad deseado.

Actualmente los explosivos se utilizan extensivamente en todo el mundo en canteras a cielo abierto, como el caso de la mina La Calera, minas en subterráneas y canteras de materiales.

Los explosivos también se utilizan en diversas obras civiles como en la construcción de presas, sistemas de conducción eléctrica, gasoductos, oleoductos, sistemas de drenaje, vías, canales, túneles, compactación de suelos y muchas otras aplicaciones.

7.1.2 Propiedades de los explosivos

Cada tipo de explosivo tiene características propias definidas por sus propiedades, para el mismo tipo de explosivo las características pueden variar dependiendo del fabricante; el conocimiento de tales propiedades es un factor importante en el diseño de voladuras.

Las propiedades mas importantes de los explosivos son: fuerza, densidad de empaque, velocidad de detonación, sensibilidad, resistencia al agua, emanaciones e inflamabilidad, estas se trataran a continuación.

7.1.2.1 Fuerza

La fuerza en un término tradicionalmente usado para describir varios grados de explosivos, aunque no es una medida real de la capacidad de estos de realizar trabajo; a este término en ocasiones se le llama potencia y se origina de los primeros métodos para clasificar dinamitas (OCE, 1972; USACE, 1989; Favela, 2001).

La fuerza es generalmente expresada como un porcentaje que relaciona el explosivo estudiado con un explosivo patrón (nitroglicerina). El porcentaje puede ser expresado de dos formas:

1. comparando los pesos del explosivo analizado y el patrón (“Fuerza por peso”), 2. comparando los explosivos con un volumen base y que comúnmente es un

cartucho de explosivo (“Fuerza por cartucho”). 3.

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Un ejemplo de cómo se comparan explosivos en fuerza por peso es: 1 kg de dinamita extra con 40% de fuerza por peso es equivalente a 1 kg de gelatina amoniacal con 40% de fuerza por peso; la diferencia entre estas dos está en su diferente velocidad de detonación. Una comparación errada es suponer que un explosivo de 50% en fuerza por peso es dos veces mas fuerte que uno de 25% o cinco veces uno de 10 %, estas relaciones no son correctas debido principalmente a que los explosivos de mayor fuerza ocupan casi el mismo espacio en el barreno, pero producen más gases y por lo tanto las presiones son mayores y el explosivo resulta más eficiente (Favela, 2001).

El termino fuerza fue aplicado cuando las dinamitas eran una mezcla de nitroglicerina y un relleno inerte (normalmente diatomita o también llamada tierra dictomacea), entonces una dinamita al 60% contenía 60% de nitroglicerina por peso de dinamita y era tres veces mas fuerte que una dinamita de 20 %. Las dinamitas nuevas contienen rellenos activos tales como el nitrato de sodio, esto hace que ellas sean hasta 1,5 veces mas potentes que las antiguas.

Usualmente en las dinamitas se trabaja con la fuerza por peso, mientras que las gelatinas con la fuerza por cartucho. La fuerza no es una buena base para comparar explosivos, un mejor indicador que permite comparar explosivos es la presión de detonación (Dick, 1968)

7.1.2.2 Velocidad de detonación

Es la velocidad con la cual la onda de detonación viaja por el explosivo, puede ser expresada para el caso de explosivos confinados como no confinados; por si misma es la propiedad más importante cuando se desea clasificar un explosivo. Como en la mayoría de casos el explosivo esta confinado en un barreno, el valor de velocidad de detonación confinada es el más importante.

La velocidad de detonación de un explosivo depende de: La densidad, de sus componentes, del tamaño de las partículas y del grado de confinamiento. Al disminuir el tamaño de las partículas dentro del explosivo, incrementar el diámetro de la carga o incrementar el confinamiento aumentan las velocidades de detonación (ver Figura B.1) Las velocidades de los explosivos inconfinados son generalmente del orden del 70% al 80% respecto a las velocidades de explosivos confinados.

La velocidad de detonación en un medio confinado para explosivos comerciales varia entre 1800 a 8000 m/s (USACE, 1989; OCE, 1972; Persson et al., 1994). La velocidad para algunos explosivos y agentes explosivos es sensible a cambios en el diámetro del cartucho y del barreno; cuando el diámetro se reduce, la velocidad se reduce hasta alcanzar un diámetro crítico en que no hay propagación de la onda de detonación y por lo tanto no hay explosión.

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Figura 1. Propiedades relativas de los explosivos comerciales

7.1.2.3 Densidad y gravedad especifica

La densidad del explosivo es usualmente indicada en términos de gravedad especifica, la gravedad especifica de explosivos comerciales varia de 0.6 a 1.7. Los explosivos densos usualmente generan mayores velocidades de detonación y mayor presión; estos suelen ser utilizados cuando es necesaria una fina fragmentación de la roca. Los explosivos de baja densidad producen una fragmentación no tanfina y son usados cuando la roca esta diaclasada o en canteras en las que se extrae material grueso.

La densidad de los explosivos es importante en condiciones de alta humedad, ya que una densidad alta hace que el explosivo sea poco permeable. Un explosivo con gravedad específica menor a 1.0 no se entrapa en agua.

7.1.2.4 Presión de detonación

La presión de detonación, depende de la velocidad de detonación y de la densidad del explosivo, y es la sobrepresión del explosivo al paso de las ondas de detonación. La amplitud del la onda –de esfuerzo– transmitida al medio (roca) en una explosión esta relacionada con la presión de detonación. La reflexión del pulso de choque en la cara libre de la voladura es uno de los mecanismos que se utilizan para triturar la roca.

La presión de detonación generalmente es una de las variables utilizadas en la selección del tipo de explosivo.

Existe una relación directa entre la velocidad de detonación y la presión de detonación; esto es, cuando aumenta la velocidad aumenta la presión. La relación entre la presión, velocidad de detonación y densidad del explosivo se puede representar de la forma (Brown, 1956), donde P es la presión de detonación y sus dimensiones son en kbar, D es la densidad y C la velocidad de detonación en pies/s.

Una alta presión de detonación (alta velocidad de detonación) es utilizada para fragmentar rocas muy duras como el granito (7 en la escala de Mohs1 y una densidad aproximada de 2.5), mientras que en rocas suaves como los esquistos (rocas sedimentarias y metamórficas con menos de 4 en la escala de Mohs) puede ser

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necesaria una baja presión de detonación (baja velocidad de detonación) para su fragmentación; la roca caliza, que es el material que extrae Cementos del Valle en la mina La Calera, tiene una propiedad importante y es la de tener diferente dureza en direcciones perpendiculares, con 4.5 a 5 en escala de Mohs en dirección longitudinal y 6.5 a 7 en la escala de Mohs en dirección lateral (Griem y Griem-Klee, 2001).

7.1.2.5 .Sensibilidad

Es la medida de la facilidad de iniciación de los explosivos, es decir, el mínimo de energía, presión o potencia necesaria para que ocurra la iniciación.

Lo ideal de un explosivo es que sea sensible a la iniciación mediante cebos (estopines) para asegurar la detonación de toda la columna de explosivo, e insensible a la iniciación accidental durante su transporte y manejo.

Una prueba estándar utilizada para determinar la sensibilidad de un producto explosivo es la sensibilidad al fulminante (los fulminantes están catalogados del número 4 al 12 y se diferencia en las cantidades de fulminato de mercurio y clorato de potasio), para esto se utiliza un fulminante número 6 (2 gramos de una mezcla de 80% de fulminato de mercurio y 20% de clorato de potacio), si el producto estalla al quemar este fulminante se dice que el producto es un explosivo, de lo contrario se le denomina agente explosivo. Adicionalmente para comparar las sensibilidades entre diferentes productos se utilizan fulminantes de diferente potencias, cuanto más alto sea el número de la cápsula mayor será la sensibilidad del explosivo.

7.1.2.6 . Resistencia al agua

La resistencia al agua en un explosivo es medida como la habilidad de resistir el agua sin deterioro o perdida de sensibilidad, más precisamente, es el número de horas que el explosivo puede estar sumergido en agua y aún ser detonado.

Si hay poca presencia de agua en el barreno o el tiempo entre la carga de los explosivos y la detonación es corto, entonces un explosivo con catalogación de resistencia al agua “Buena” puede ser suficiente; si el explosivo esta expuesto en un tiempo prolongado a el agua o esta 1La escala de Mohs mide la dureza relativa de los minerales, va desde 1 en el mineral de yeso hasta 10 en el diamante se percola al barreno se debe utilizar un explosivo con catalogación de resistencia al agua “Muy buena” o “Excelente”. En general los geles explosivos tienen la mejor resistencia al agua. Los explosivos de alta densidad tienen una una buena resistencia al agua, mientras que los de baja densidad tienen baja o ninguna.

7.1.2.7 . Emanaciones

La detonación de explosivos comerciales produce vapor de agua, dioxido de carbono y nitrógeno, los cuales, aunque no son tóxicos, forman gases asfixiantes como monóxido de carbono y óxidos de nitrógeno.

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7.2 .Tipos de explosivos

Un explosivo es un compuesto químico o mezcla de componentes que, cuando es calentado, impactado, sometido a fricción o a choque, produce una rápida reacción exotérmica liberando una gran cantidad de gas y produciendo altas temperaturas y presiones en un breve instante de tiempo.

Los ingredientes utilizados en la fabricación de explosivos generalmente son: bases explosivas, transportadoras de oxígeno, combustibles, antiácidas y absolventes, algunos ingredientes realizan mas de una función en los explosivos. Una base explosiva es un liquido o solido que al aplicársele suficiente calor, o al ser sometido a un choque fuerte, se descompone en gases con la liberación de una gran cantidad de calor. Los combustibles combinados con exceso de oxígeno previenen la formación de óxidos de nitrógeno. los transportadores de oxígeno aseguran la oxidación completa del carbón para prevenir la formación de monóxido de carbono. La formación de óxidos de nitrógeno y monóxido de carbono no es deseable ya que produce gran cantidad de humo, pero también es indeseable porque resulta en un bajo calor de detonación y por consecuencia poca eficiencia de la voladura.

Los antiácidos son utilizados como estabilizantes en el almacenamiento. Los absorbentes absorben líquidos en bases explosivas (OCE, 1972).

Existen varios tipos de explosivos que son utilizados en canteras y en minería superficial, entre ellos están (Otra catalogación más elaborada se encuentra en Persson et al., 1994):

Dinamitas: En esta catalogación entran todas las mezclas de nitroglicerina, diotomita y otros componentes; existen varios tipos como: nitroglicerina dinamita, Dinamita amoniacal de alta densidad (dinamita extra), dinamita amoniacal de baja densidad

Geles: Entre estos se encuentran los geles explosivos, que son fabricados a partir de nitrocelulosa y nitroglicerina; el straight gel, fabricado a partir de los geles explosivos y combustibles gelatinizados. Este explosivo generalmente tiene una consistencia plástica y es de de alta densidad; otro es el gel amoniacal (gel extra) y los semi-geles.

Agentes explosivos: Son mezclas de combustibles y óxidantes, entre ellos tenemos los agentes explosivos secos como el ANFO y las lechadas explosivas.

De la gran cantidad de explosivos, muchos de los cuales no se incluyen en la catalogación anterior, los más usados en canteras y minería son: los geles y los agentes explosivos; de estos se hablara a continuación.

Geles

1. Gel explosivo: La gelatina (gel) explosiva es fabricada añadiendo nitrocelulosa a la nitroglicerina, también se le añade un antiácido para estabilizar la mezcla para su almacenamiento. Este explosivo tiene altas velocidades de detonación y un excelente comportamiento de resistencia al agua, pero emite un gran volumen de humo. Este es el explosivo comercial más potente, también es llamado “oil well explosive”.

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2. Straight Gel: Es un explosivo plástico denso fabricado a partir de nitroglicerina (o explosivos con base en petróleo gelatinizado), nitrocelulosa, carbón combustible 2 y sulfuro.

Este tipo de geles tienen una excelente resistencia al agua (son a prueba de agua). Este explosivo es fabricado con una fuerza por peso del 20% al 90 %. Este tipo de explosivos es usado cuando se necesita fragmentar rocas muy duras, o en el fondo del barreno como inicializador de la un agente explosivo. El straight gel ha sido sustituido por el gel amoniacal, que es más económico, aunque se sigue usando en trabajos que requieran un alto grado de resistencia al agua o en trabajos bajo el agua.

Los straight geles tienen dos velocidades de detonación características, la más rápida ocurre cuando esta confinado mientras que velocidades mucho menores resultan de un confinamiento insuficiente o una presión hidrostática alta. Cuando existe una presión hidrostática externamente alta puede no inicializarse la voladura; también se han desarrollado geles de alta velocidad, que son iguales a los straight geles pero con una densidad ligeramente menor, más sensitivos a la detonación con velocidad de detonación constante aunque varíe el grado de confinamiento o la presión hidrostática aumente; este tipo de geles es utilizado particularmente en exploración geofísica.

3. Gel amoniacal: En este tipo de gel explosivo es reemplazada una cantidad de nitroglicerina y nitrato de sodio por nitrato de amonio. Este gel explosivo se puede comparar con el straight gel en cuanto a su fuerza; el explosivo fue desarrollado como un reemplazo económico del straight gel. El gel amoniacal es fabricado con una fuerza por peso que varía entre 30% y 80 %. Comparado con el anterior este tiene menor velocidades de detonación, menos resistencia al agua y genera menor cantidad de gases (lo que lo hace muy usado en minería subterránea). La gran fuerza (mayor a 70 %) hace que este explosivo sea un buen inicializador de los agentes explosivos.

4. Semigeles: La fuerza por peso de este tipo de explosivos varia entre el 60% y 65 %. Este explosivo tiene las mismas propiedades que el gel amoniacal; los semigeles son usados como reemplazo de los geles amoniacales cuando es necesaria una mayor resistencia al agua; este explosivo es aun mas económico que el gel amoniacal. Los semigeles tiene velocidades de detonación entre 3200 y 3600 m/s, a diferencia de otros explosivos, este no se ve notoriamente afectado por el confinamiento.

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Tabla 1. Propiedades de los geles explosivos.

Gel Explosivo

100 90 1.3 7500 - 8000 Excelente Pobre

Straight gel

490 80 1.3 7000 Excelente Pobre

70 70 1.4 6400 Excelente Pobre

60 60 1.4 6000 Excelente Bueno

50 55 1.5 5600 Excelente Bueno

40 45 1.5 5000 Excelente Bueno

30 35 1.6 4400 Excelente Bueno

20 30 1.7 3300 Excelente Bueno

Gel amoniacal

80 72 1.3 6000 Excelente Bueno

70 67 1.4 5800 Excelente Muy Bueno

60 30 1.4 5300 Excelente Muy Bueno

50 52 1.5 5000 Excelente Muy Bueno

40 45 1.5 4800 Excelente Muy Bueno

30 35 1.6 4200 Excelente Muy Bueno

Semigeles

63 60 1.3 3600 Muy bueno Muy Bueno

63 50 1.2 3600 Muy bueno Muy Bueno

63 40 1.1 3500 Bueno Muy Bueno

63 30 0.9 3200 Aceptable Muy Bueno

5. En la tabla 1 se incluyen algunas de las propiedades de los geles, tales como: Fuerza por peso y cartucho, gravedad especifica, velocidad de detonación en un medio confinado, resistencia al agua y calidad en emanaciones.

7.3 Agentes explosivos

Los agentes explosivos consisten en una mezcla de combustible y agentes oxidantes, ninguno de los cuales se los considera explosivos. Un agente explosivo consiste de nitratos inorgánicos y combustible de carbón, puede contener otras sustancias no explosivas tales como polvo de aluminio o ferrosilicona, con el fin de aumentar su densidad. La adición de explosivos y calor de detonación, por ejemplo TNT, a este tipo de mezcla cambia la clasificación de agentes explosivos a explosivos. Debido a su incesibilidad los agentes explosivos deben ser inicializados por un explosivo.

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7.3.1 Agentes explosivos Secos:

El Agente explosivo seco mas utilizado es una mezcla de nitrato de amonio granuloso (similar al de los abonos) y combustible (diesel), a este explosivo se le llama ANFO por sus siglas en inglés “Ammonium Nitrate – Fuel Oil”. Este producto ha reemplazado a las dinamitas y gelatinas explosivas en voladuras de minas y canteras. En la práctica este producto se fabrica con 94% de nitrato de amonio y 6% de combustible Diesel.

Un inadecuado cebado (proceso de inicialización del explosivo) en la carga de ANFO implica una baja velocidad de detonación inicial, esto lleva a fallo de la voladura. Para que esto no ocurra se utilizan explosivos de alta velocidad y presión distribuidos a lo largo del barreno que contiene ANFO. La velocidad de detonación en barrenos cargados con ANFO depende de el diámetro del barreno, a mayor diámetro mayor velocidad de detonación, como se observa en la tabla 2. Diámetros menores a 7 cm no son recomendados (OCE, 1972). La gravedad especifica del ANFO varía entre 0,75 y 0,95, dependiendo de la densidad y tamaño de las partículas del AN (Nitrato de Amonio). Las principales ventajas que tiene el ANFO sobre otros explosivos convencionales son: Es mas seguro por su baja sensibilidad, es fácil de cargar en los barrenos y tienen un precio muy bajo. En su forma fluida este agente explosivo tiene la ventaja adicional de llenar todos los espacios en el barreno, lo que asegura un eficiente uso del explosivo.

Tabla 2. Velocidad de detonación y concentración de carga de ANFO con relación al Adaptado de OCE (1972)

Diámetro

barreno [cm]

Velocidad det.

confinada [m/s]

Concentración carga en

barreno [kg/m]

3,8 2100 – 2700 1.0

5,1 2600 –3000 1.6 –1.9

7,6 3000 – 3300 3.7 – 4.5

10,2 3400 – 3600 6.6 – 7.7

12,7 3500 – 3800 10.3 – 12.2

15,2 3700 – 3900 14.7 – 17.4

17,8 3800 – 4000 19.8 – 23.5

20,3 3800 – 4100 26.2 – 31.0

22,9 3900 – 4100 32.8 – 39.9

25,4 4000 – 4100 40.5 – 48.6

27,9 4000 – 4100 49.2 – 58.7

30,5 4050 – 4100 59 – 69.7

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7.3.2 Lechadas explosivas: Este tipo de agentes explosivos contiene nitrato de amonio en una solución acuosa. Dependiendo de los ingredientes pueden ser clasificados como agentes explosivos o como explosivos. Las lechadas explosivas (slurry blasting) contienen ingredientes no explosivos combustibles tales como carbón y aluminio, y por lo general no son sensitivos a detonación de cápsulas a menos que se incluya un explosivo como TNT. La velocidad de detonación de este tipo de agentes explosivos varía entre 3700 y 5500 m/s, dependiendo del tipo de ingredientes utilizados, el diámetro del barreno, el grado de confinamiento y la densidad. Sin embargo, la velocidad de detonación de las lechadas explosivas no depende tanto del diámetro del barreno como en el caso del ANFO. La gravedad especifica de este tipo de agentes explosivos esta entre 1,1 y 1,6. La lechada explosiva tiene las mismas ventajas que los agentes explosivos tales como el ANFO, pero el rendimiento es mayor a ellos debido a que las velocidades de detonación y densidades son mayores.

7.4 Técnicas básicas utilizadas en voladuras

Las voladuras se realizan con varios propósitos, entre ellos: mover y remover roca, controlar superficies de las rocas en excavaciones y triturar la roca hasta un tamaño deseado; para alcanzar cada uno de estos propósitos se utilizan técnicas diferentes. En esta sección se muestran técnicas comúnmente empleadas en voladuras de minería superficial y excavaciones superficiales tales como patrones de voladuras y uso de retardos.

7.5 Patrones de voladuras

Distribución de barrenos - Plantillas – Mallas

Las plantillas son configuraciones regulares de barrenos dispuesta en planta y en sección. Las configuraciones de barrenos pueden tener muchas formas, pero las más usadas son: Fila única como se indica en la Figura 3(a), arreglos rectangulares regulares como en la Figura B.3(b) y barrenos en patrón escalonado representado en la Figura 3(c). También se utilizan patrones de arreglos semi-regulares o irregulares en áreas donde no se puedan utilizar patrones regulares.

Existen dos términos utilizados en los arreglos de barrenos: el primero, el “espaciamiento”, que es la distancia lateral entre centros de barrenos; el segundo, el “borde”, se define como la distancia desde una fila de barrenos y la cara de la excavación o la distancia entre filas que son detonadas en secuencia. Los arreglos de barrenos en perfil se caracterizan por la profundidad del barreno (o altura de barreno) y su inclinación (ver Figura 3).

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En algunos casos se suelen mezclar barrenos a diferentes profundidades con el fin de obtener resultados particulares.

Figura 2. Vista en planta de arreglos básicos de barrenos.

Voladuras de una sola carga

En las voladuras con una sola carga existen dos técnicas usadas, la primera es realizar pequeñas voladuras de un solo barreno en bloques de roca medianos con el fin de fragmentarla para un mas fácil transporte, se muestra en la Figura 5(a), a esta técnica de voladuras se le comúnmente “Volo”. La otra técnica de una sola carga es usada en grandes movimientos de masa, consiste en usar una gran cantidad de explosivos dispuestos generalmente en túneles.

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Esta ha sido usada para la construcción de represas (Adushkin et al., 1995), sus dos principales configuraciones son: el “Hueco de serpiente”, Figura 5(b), que es un túnel con una sola cavidad para los explosivos y el “Túnel coyote” tiene forma de T como se muestra en la Figura 5(c).

Figura 3. Vista en perfil de un arreglo de barrenos.

7.6 Patrones de retardo

La secuencia de retardo (secuenciación) consiste en detonar los barrenos en secuencias de tiempo predeterminados. Para obtener una secuencia de retardo se utilizan detonadores eléctricos, no eléctricos (micro-retardados), o cordón detonante. Los patrones de retardos mas utilizados son: retardo por fila, retardo por columna y retardo escalonado. Algunas secuencias típicas de retardo se muestran en la Figura 6, la ultima de las cuales es usada en “La Calera” (ver secuencia en Figura 5).

En minería superficial se usan plantillas de barrenos con patrones de retardo, el fin de mover y remover roca, conseguir una fragmentación de roca adecuada y controlar el nivel de vibraciones.

7.7 Explosivos y técnicas y su relación con las vibraciones

En el caso de las voladuras la energía (capacidad de realizar trabajo) es usada en el fracturamiento y movimiento de las rocas, así como en la generación y transmisión de vibraciones y ondas en el suelo y el aire. El trabajo realizado en el proceso de la voladura depende de la cantidad (peso) del explosivo utilizado. Para propósitos prácticos, puede suponerse que todos los explosivos comerciales utilizados en la actualidad tienen la misma energía por unidad de peso. La cantidad de explosivos

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detonados por instante de tiempo (definido generalmente como 8 ms) es la que determina la energía total liberada en la explosión.

Figura 4. Técnicas de voladuras con una sola carga.

En física la energía es una cantidad que se expresa en unidades de fuerza por distancia, aunque no es estrictamente cierto pero es útil en voladuras la energía se relacionada con el peso del explosivo utilizado.

El grado de confinamiento de un explosivo determina la fracción de energía aprovechada en el fracturamiento de la roca y la magnitud de las vibraciones transmitidas al suelo y al aire. A mayor confinamiento, más energía es utilizada en el fracturamiento de la roca y generación de vibraciones y menos en la generación de ondas acústicas. Adicionalmente el espaciamiento y la secuenciación de la voladura influyen en el grado de confinamiento de los explosivos.

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El tipo de roca tiene una débil influencia en la velocidad de partícula máxima. Cuando la densidad de las rocas es mayor (mayor velocidad de onda compresional -P-), es también mayor la velocidad de partícula cerca a la voladura, sin embargo, a grandes distancias puede ocurrir lo contrario.

Figura 5. Fotos de la secuencia una voladura en la mina La Calera

La atenuación es la variación de la velocidad de partícula pico con la distancia, para las voladuras generalmente se expresa como

(2)

(Persson et al., 1994; Dowding, 2001), donde A y n son parámetros estimados (denominados o en secciones anteriores), R es la distancia de la voladura a un sitio determinado (sitio de medición), W es la carga por unidad de tiempo (8 ms), y Vres es la máxima velocidad de partícula en el sitio de medición. Para una explosión totalmente confinada y esférica en un medio infinito y elástico, la teoría indica que m = 1/3 y n = 1 ó 2 dependiendo de la distancia desde la explosión. Las cargas usadas en la práctica son cilíndricas y no esféricas, además el medio no es infinito por que hay una superficie libre que en muchos casos es vertical. Por medio de un análisis dimensional se puede llegar a un valor de m = 1/2 para cargas cilíndricas, mientras que el valor de n varía entre 1.4 y 1.8.

Las vibraciones del suelo causadas por una explosión dada varían en frecuencia así como en amplitud con respecto a la distancia (R). Como resultado de una explosión un rango amplio de frecuencias se presenta en las vibraciones del suelo, pero algunas frecuencias o rangos de frecuencias se presentan predominantemente. Estas frecuencias dominantes decrecen con la distancia desde la explosión.

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Figura B.6. Secuenciación típica de mallas.

El rango de frecuencias registrados en vibraciones inducidas por voladuras está entre 0.5 y 200 Hz. En algunos casos la frecuencia predominante está asociada con el borde (Figura 3 y la velocidad de onda P (CP), estando definida como

(3)

o el también se puede relacionar con la altura (H) de la cara y la velocidad de ondas S (CS), en cuyo caso será

(4)

Estas ecuaciones se derivan de observaciones de vibraciones en el suelo (OCE, 1972; USACE, 1989). Cuando las mediciones se hacen en afloramiento de roca, las frecuencias predominantes usualmente están entre 10 y 100 Hz; cuando las mediciones se realizan sobre un depósito de suelo de más de 3 metros la frecuencia predominante esta en el rango de 1 a 40 Hz. Un gran número de voladuras secuenciales micro-retardadas incrementan el contenido de bajas frecuencias en las vibraciones.

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7.8 Reducción de niveles de vibración

Reducir la carga por retardo

Para reducir el daño debido a vibraciones del suelo, es necesario reducir la relación carga/retardo a un valor en el cual la máxima velocidad de partícula sea menor al criterio de daño. Para lograr la fragmentación deseada, es necesario tener un factor de fragmentación a un nivel mínimo. El factor de fragmentación esta definido como el peso de explosivo (Wt) entre el volumen total de roca extraída. Dependiendo del tipo de roca, el borde, y el máximo tamaño de fragmentos necesario, el factor de fragmentación adecuado estará en el rango de 0.3 a 0.6 kg/m3. Para lograr ambos objetivos (factor de fragmentación y nivel de vibraciones) es necesario incrementar el número de barrenos.

Intervalos de retardo

Existe una relación inversa entre el tiempo de retardo de la voladura y el nivel de vibración que esta genera. El hecho de cambiar el intervalo de retardo de 5 ms a 9 ms implica una reducción de las vibraciones de 2 a 3 veces en su magnitud (Lutton, 1976). Una causa de tal disminución se debe a que si la onda de presión de un barreno viaja desde éste hasta la cara libre de la voladura y de aquí a otro barreno que esta a punto de detonar, entonces el segundo barreno estará mas confinado y por lo tanto el explosivo suministrara una mayor cantidad de energía, la cual se utilizara en fragmentación. Los intervalos de retardo pueden producen interferencia destructiva, esta previene la superposición de picos de vibración fuera del área de la voladura. La interferencia constructiva dentro del área de voladura y contigua produce un mayor grado de fracturamiento de la roca, efecto buscado en muchas minas y canteras.

Reducción del borde

Reduciendo el borde se reduce la duración del confinamiento y menos energía es utilizada en vibraciones del terreno, pero, mas energía es convertida a ondas acústicas.

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CAPITULO 8

8. Voladuras Especiales

8.1 Se consideran voladuras especiales las siguientes:

Grandes voladuras en las que la cantidad de explosivos disparados en la misma pega sea igual o superior a 500 kilogramos.

Cuando estas voladuras se efectúen a cielo abierto y mediante barrenos de diámetro igual o superior a 3 pulgadas, la autoridad competente determinará, en cada caso, la cantidad de explosivo disparado en una misma pega, a partir de la cual se considerará la voladura como voladura especial.

Las que hayan de realizarse bajo columna de agua, tanto en cauces fluviales, en lagos naturales o artificiales, o en el mar.

La demolición de edificios, estructuras en general o cimentaciones, las cuales, en función de su ubicación próxima a núcleos habitados, de condicionantes del entorno o de su dificultad técnica, requerirán, salvo autorización expresa de la autoridad competente, un proyecto específico.

Las voladuras cualesquiera que sea su tipo y la cantidad de explosivo a utilizar, que, por su proximidad, puedan llegar a afectar a núcleos habitados, vías de comunicación, sistemas de transporte, presas y depósitos de agua y almacenamientos de materias peligrosas.

Las voladuras próximas a centros de producción o transformación de energía eléctrica y redes de distribución, tanto de alta como de baja tensión.

Las voladuras realizadas en las proximidades de emisoras de radio, televisión, radar o repetidores de radiofrecuencia.

Autorización

Las voladuras especiales, además de cumplir las condiciones de carácter general para toda clase de trabajos en que se utilicen explosivos, deberán contar con la autorización previa de la autoridad competente, que la concederá o no, a la vista de un proyecto, suscrito por un técnico titulado de minas, en el que figuren:

a. El emplazamiento, comprendiendo las siguientes distancias mínimas 1.000 metros alrededor cuando se trate de grandes voladuras, si ésta

es exterior, y 500 metros, si es subterránea. 1.500 metros alrededor cuando se trate de voladuras bajo agua en mar

y 1.000 metros en las voladuras bajo agua de cualquier otro tipo. 200 metros alrededor en el caso de demoliciones. 500 metros en todos los tipos restantes.

No obstante, y en base a las características de cada voladura y de su entorno, la autoridad competente podrá modificar estas distancias cuando lo crea oportuno.

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Las construcciones próximas a vías de comunicación, conducciones de agua, gas, electricidad; puertos, presas y depósitos de agua y almacenes de materias peligrosas, así como emisoras y repetidores de radiofrecuencia y, en general, cualquier elemento susceptible de influir o ser afectado por la voladura.

b. Los planes de tiro, con el detalle de la carga, cebo y retacado de cada barreno y el sistema de encendido.

c. El comportamiento sísmico del terreno en el entorno, caso de existencia de construcciones o elementos similares próximos, mediante la determinación, en base a ensayos a escala de la Ley o Leyes de transmisibilidad del terreno, en las direcciones en las que existan construcciones presumiblemente afectadas por las vibraciones producidas por las voladuras. Asimismo, se determinará la frecuencia y duración del tren de ondas. En el correspondiente proyecto se iniciarán, en su caso, los valores máximos de las velocidades de vibración, que presumiblemente provocarán las voladuras en cada punto clave que se precise proteger.

d. Horario u horarios previstos para la voladura y las medidas de seguridad y señales de advertencia adoptadas. Podrán aceptarse proyectos tipo en las condiciones indicadas en el Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera. La ejecución de cada voladura (perforación, carga y pega de la misma) estará dirigida por un técnico titulado de minas, responsable de la misma y, de acuerdo con la importancia de la operación, la autoridad competente determinará si aquélla ha de realizarse o no, con la presencia de técnicos pertenecientes a la misma y si se ha de comprobar o no, con los aparatos de medición correspondientes, los valores reales máximos alcanzados por las velocidades u otros parámetros de propagación de la vibración en los puntos en que se fijen de antemano.

8.2 Prescripciones relativas

8.2.1 Grandes voladuras.

Cuando por causas justificadas no se pueda completar la carga, la autoridad competente podrá autorizar la permanencia de barrenos cargados durante el tiempo preciso para concluir la operación de carga, siempre que estos barrenos estén adecuadamente vigilados hasta su disparo, que deberá efectuarse lo antes posible.

Para garantizar la iniciación del explosivo contenido en el barreno se utilizará cordón detonante a lo largo del mismo: En barrenos de diámetro superior a 50 milímetros, cuando el cebado se realice en cabeza. Se exceptúan de esta prescripción los trabajos de prospección sísmica. En barrenos de cualquiera que sea su diámetro, en los que se dispongan espaciadores inertes dividiendo la carga de explosivo, salvo que se disponga la iniciación secuenciada en cada una de dichas cargas espaciadas.

No deberá utilizarse el cordón detonante para el descenso de los cartuchos cuando exista riesgo de rotura o deterioro del mismo, debido al peso de aquellos.

Se adoptarán, en su caso, las medidas pertinentes para evitar el riesgo de proyecciones, vibraciones, onda aérea, etcétera, respecto al entorno.

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8.2.2 Voladuras bajo agua.

Sólo podrán simultanearse las labores de perforación y carga de explosivo, en aquellos casos en que los trabajos sean realizados desde pontón, y la perforación realizada, por sistemas OD, ODEX, u otros con entubado, que permita la introducción de las cargas desde el pontón a través de dicho entubado. En los supuestos restantes, sólo podrá iniciarse la operación de carga una vez se haya concluido la perforación y retirado la maquinaria correspondiente. En este tipo de perforación con entubado se permite la presencia en el pontón, durante la jornada de trabajo, del explosivo necesario para la misma, el cual deberá almacenarse en cofres adecuados. Los detonadores deberán mantenerse fuera del pontón.

El cebado de los barrenos, tanto si se realiza dentro del agua o fuera de ella, será exterior a los mismos. Sea cual fuera el sistema de perforación y el diámetro de los barrenos, se utilizará siempre cordón detonante a lo largo de su caña. En todos los casos, la colocación de detonadores será realizada con posterioridad a la carga del total de barrenos que constituyan la pega, y siempre después de retirar los equipos de perforación y el pontón del lugar de trabajo. Las conexiones entre detonadores y de éstos a la línea de tiro se realizarán siempre mediante conectores que aseguren su aislamiento.

Tanto en el caso de perforación desde pontón, como en los de perforación y carga de explosivo mediante buceadores, o campanas neumáticas, o de aplicación de cargas huecas, cargas adosadas, mangueras explosivas, etc., la zona de trabajo deberá quedar perfectamente balizada, en al menos 50 metros, alrededor de su perímetro, mediante boyas con carteles de advertencia. Con anterioridad a la ejecución de las voladuras se comprobará la ausencia de bañistas, embarcaciones y toda clase de personas o cosas en un entorno tal que, de acuerdo con la cantidad de explosivo a detonar, se asegure la inexistencia de riesgos por las ondas de presión generadas en el agua. Estas distancias deberán recogerse en el correspondiente proyecto.

Con posterioridad a cada voladura y tras el oportuno lapso de tiempo para permitir la recuperación de la visibilidad de las aguas se realizará una inspección del fondo volado, en orden a detectar y recuperar los posibles restos de explosivos procedentes de barrenos fallidos.

8.2.3 Demoliciones.

Los trabajos de perforación, carga y disparo de las voladuras deberán ser realizados bajo la dirección permanente, a pie de obra, de un técnico titulado de minas.

Con anterioridad a la voladura deberán realizarse todas las comprobaciones necesarias para constatar que los elementos estructurales se corresponden a los previstos en los planos constructivos, eliminando por medios mecánicos o manuales, todos aquellos elementos que pudieran significar cualquier riesgo para la seguridad del trabajo, tanto desde el punto de vista de proyecciones, como del direccionado de la caída de la estructura. Será preciso disponer las adecuadas protecciones en aquellas zonas en las que fuera previsible el riesgo de proyecciones peligrosas.

A partir del momento de la llegada del material explosivo y accesorios de voladura al lugar de los trabajos quedará totalmente prohibida la presencia de

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cualquier persona ajena a los mismos, mediante una efectiva vigilancia de cualquier acceso existente.

El calibre de perforación no podrá ser, en ningún caso, superior a 2 pulgadas y la carga máxima por barreno será de 500 gramos. Se prohíbe la carga a granel del explosivo y la utilización de éste y del cordón detonante, en forma de cargas adosadas.

En los casos en los que fuera necesario el corte de los cartuchos, para conseguir las cantidades de carga adecuadas, este corte se ejecutará en un lugar alejado del resto de explosivo y con las debidas precauciones. Esta misma normativa se aplicará, en su caso, para la preparación de las cargas espaciadas, las cuales irán necesariamente adosadas a un cordón detonante de gramaje suficiente para asegurar su detonación.

Los detonadores se dispondrán de forma tal que queden siempre en el interior del barreno. Si el número de detonadores necesarios lo justificara, se podría autorizar la conexión de los mismos en series paralelas. Las diferentes series deberán ser equilibradas de forma que la dispersión entre ellas no sea superior a más-menos un 1 por 100 de su resistencia. El retacado deberá realizarse con materiales elásticos y no propagadores de la llama, de forma que quede asegurada su permanencia hasta la ejecución de la voladura.

En el caso de que las operaciones de carga del explosivo se prolonguen por tiempo superior a una jornada de trabajo, los barrenos cargados y el explosivo no utilizado deberán quedar permanentemente bajo la debida vigilancia.

La autoridad competente, a la vista de las peculiaridades inherentes a cada trabajo, podrán imponer las prescripciones adicionales que consideren convenientes para la mayor seguridad de los trabajos.

8.3 Control de vibraciones.

En aquellos casos de voladuras especiales, en las que, de acuerdo con el apartado 1.4 y a criterio de la autoridad competente, requieran un estudio preliminar de vibraciones, bien por transmisión sísmica a través de terreno, o por posibles efectos de ondas aéreas generadas por las voladuras, el mismo deberá atenerse a un proyecto previo presentado a la correspondiente autoridad competente para su autorización. Este proyecto habrá de realizarse de acuerdo con la especificación técnica número 0380-1-85.

8.3.1 Proximidad a líneas eléctricas.

Salvo en los casos en los que, previa la presentación de un proyecto debidamente justificado, la autoridad competente autorice una normativa de actuación específica, en los trabajos de voladura eléctrica en la proximidad de líneas o estaciones de transformación eléctricas, se cumplirán las normas siguientes.

En los casos en los que la distancia entre la voladura y las líneas eléctricas sea inferior a las indicadas.

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Tensión de la Línea

de Voltios

Distancia en

Metros

Hasta 1.000 10

De 1.000 a 6.000 20

De 6.000 a 11.000 50

De 11.000 a 60.000 100

Más de 60.000 200

Línea de ferrocarril electrificadas a cualquier

tensión 300

La utilización del encendido eléctrico precisará de un estudio preliminar que garantice la no existencia de riesgos, tanto por posibles derivaciones de corriente existentes, como por generación de corrientes inducidas sobre el circuito de voladura por variación del flujo magnético producido por la línea en carga.

Cuando la proximidad de las líneas eléctricas a la zona de voladura sea inferior a 200 metros, la línea de tiro se dispondrá lo más perpendicular posible al tendido eléctrico, y sus extremos se mantendrán cortocircuitados y aislados del terreno o de cualquier masa metálica, hasta el momento de la voladura. La línea volante de tiro no podrá utilizarse más que una sola vez. Se anclarán al suelo los conductores del circuito de la voladura. Todas las conexiones se protegerán con casquillos aislantes, y los detonadores deberán ser de tipo cortocircuitado y de alta insensibilidad, salvo que, ante petición debidamente justificada, la autoridad competente autorizara lo contrario.

En todo caso, ante la aparición de tormentas en un radio de acción de 15 kilómetros, se suspenderán los trabajos de voladura, y siempre se deberá considerar el riesgo de que posibles proyecciones de la pega alcancen la línea eléctrica, en cuyo supuesto se dispondrán los adecuados elementos de protección.

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8.3.2 Proximidad de radiofrecuencia.

Se requerirá aprobación expresa de la autoridad competente, previa presentación de un proyecto en el que se consideren la potencia radiada, la frecuencia y la dirección de la radiación, la sensibilidad de los detonadores a utilizar, la disposición de la línea de tiro, etc., para efectuar voladuras eléctricas a distancias a emisoras de radio frecuencia inferiores a:

Potencia emisora Distancia en

metros

Hasta 25 W 50

De 25 W a 100 W 75

De 100 W a 500 W 150

De 500 W a 1 Kw 400

De 1 Kw a 5 Kw 500

De 5Kw a 10Kw 750

De 10 Kw a 25 Kw 1.200

De 25 Kw a 50 Kw 1.700

De 50 Kw a 100

Kw 2.350

De 100 Kw a 500

Kw 5.000

De 500 Kw a 1.000

Kw 7.500

La anterior aprobación será asimismo, preceptiva siempre que se efectúen voladuras eléctricas a menos de 300 metros de equipos militares de radar o dirección de tiro.

Las distancias de seguridad a guardar en el caso de utilización de radioteléfonos portátiles serán:

Potencia (W) Distancia en

metros

Hasta 10 2

De 10 a 30 3,5

De 30 a 60 5

De 60 a 250 10

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8.4 . ACCESORIOS PARA VOLADURAS

Son los dispositivos o productos empleados para cebar cargas explosivas, suministrar o transmitir una llama que inicie la explosión, llevar una onda detonadora de un punto a otro o de una carga explosiva a otra y los necesarios para probar las conexiones y disparar los explosivos para que pueda llevarse a cabo una voladura.

Métodos de encendido

Para obtener los mejores resultados en las voladuras, se debe seleccionar los accesorios tan cuidadosamente como los explosivos.

Iniciadores. Los iniciadores son productos que dan principio o inician una explosión. Los iniciadores son: la mecha de seguridad, el ignitacord y el cordón detonante.

Mecha de seguridad. La mecha de seguridad es el medio a través del cual es transmitida la flama a una velocidad continua y uniforme, para hacer estallar al fulminante o a una carga explosiva.

Está formada por un núcleo de pólvora negra, cubierto por varias capas de materiales textiles, asfálticos, plásticos e impermeabilizantes, los cuales le proporcionan protección contra la abrasión, el maltrato y la contaminación por humedad. Es obvio que cualquier manejo que destruya o dañe el recubrimiento de protección o que permita que el agua u otras substancias lleguen a la pólvora, ocasionará que la mecha no cumpla con su objetivo y tenga un funcionamiento defectuoso.

Cuando se inicia la mecha, emerge de ella un flamazo inicial, el cual comprueba al usuario que el núcleo de pólvora ha sido encendido y que la mecha está ardiendo. El no reconocer el flamazo inicial puede provocar incertidumbre respecto a la ignición de la pólvora y ocasionar accidentes al tratar de encender una mecha que ya fue encendida.

Fig. 1: Mecha de seguridad mostrando el flamazo inicial que es un chorro de

fuego que lanza la mecha al encenderse el núcleo de pólvora.

La velocidad de combustión de una mecha generalmente es de 128 a 135 segundos por metro, sin embargo se fabrican mechas de diferentes velocidades de combustión. Los fabricantes señalan que dichas velocidades podrán tener una variación permisible del 10% en más o menos que la determinada en la fábrica y que después de salir de ella no garantizan que se cumplan a causa de las diversas condiciones y circunstancias en las que se puede encontrar la mecha. Ante esta situación es conveniente medir con exactitud el tiempo de combustión de una muestra de cada rollo de mecha antes de usarla.

La mecha usada en México se denomina Clover y puede conseguirse en carretes de 1000 metros o en rollos de 50 metros.

La mecha de seguridad también se conoce como mecha para minas o como cañuela.

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Ignitacord. El ignitacord es un cordón incendiario que arde a una velocidad uniforme con una vigorosa flama exterior. Tiene un diámetro muy pequeño, 1.5 milímetros, y consiste de un núcleo de termita en polvo (mezcla que produce elevadas temperaturas) recubierto de entorchados textiles.

Este producto permite encender una serie de mechas de seguridad en un orden determinado, proporcionando a la persona que inicie el encendido el mismo tiempo para colocarse en un lugar seguro que tendría si estuviera encendiendo una sola mecha. Para unir las mechas con el ignitacord se usan conectores especiales.

Fig. 2: Corte longitudinal de una mecha y un conector

Fig. 3: Unión de la mecha con el ignitacord por medio del conector.

Existen en el mercado tres tipos de ignitacord de acuerdo a su velocidad de combustión nominal e identificable por su color. El ignitacord se puede adquirir en carretes de 30 metros (aproximadamente 100 pies) y en rollos de 10.15 metros (33 1/3 pies).

Tipo Velocidad de combustión Color

A Intermedia.- (8 segundos por pie) Verde

B Lenta.- (18 segundos por pie) Rojo

C Rápida.- (4 segundos por pie) Negro Tabla .- Velocidad de combustión y color de los diferentes tipos de ignitacord.

Cordón detonante. El cordón detonante se puede describir como una cuerda flexible, formada por varias capas protectoras y un núcleo del explosivo conocido como pentrita, que es muy difícil de encender pero tiene la sensibilidad suficiente para iniciar la explosión con detonadores (fulminantes o estopines), o por medio de la energía detonadora de algún explosivo de alta potencia.

Su velocidad de detonación es de 6,700 metros por segundo. La fuerza con que estalla es suficiente para hacer detonar explosivos violentos continuos dentro de un barreno, de modo que, si se coloca en el barreno, actúa como agente iniciador a lo largo de la carga explosiva como lo muestra la figura 4.

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El cordón detonante se usa para disparar múltiples barrenos grandes en la superficie ya sea vertical u horizontal, siendo ilimitado el número de barrenos que pueden dispararse de esta forma.

Fig. 4: Cordón detonante colocado en el barreno, su función

es iniciar la columna de explosivos.

En algunos países de Latinoamérica los cordones detonantes más usados son el Primacord y el E-cord, sus principales diferencias son los gramos de pentrita y su grado de protección. El primacord se usa dentro del barreno para asegurar la detonación del explosivo, y el E-cord en la superficie para hacer detonar los tramos de Primacord de los barrenos. Esto se hace por ser más barato el E-cord.

Fig. 5: E-cord

Fig. 6: Primacord

Cordón

detonante Núcleo

Gramos por

metro

(Nominales)

Diámetro

Exterior

mm

Resistencia en

Tensión,

Promedio.

Peso de

Embarque.

500 mts

Primacord Pentrita 10.6 5.15 + 0.40 90 Kgs 11.5 Kgs

E-cord Pentrita 5.3 4.0 + 0.20 63 Kgs 7.8 Kgs

Tabla No. 7 .- Características de los cordones detonantes.

Tanto el Primacord como el E-cord se pueden adquirir en rollos de 500 metros.

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Dispositivos de iniciación:

No eléctricos, eléctricos. Detonadores. Los detonadores son dispositivos que sirven para disparar una carga explosiva. Pueden ser eléctricos y no eléctricos (estopines y fulminantes respectivamente)

CLASIFICACIÓN DE DETONADORES

Fulminantes. Los fulminantes o cápsulas detonadoras son casquillos metálicos cerrados en un extremo en el cual contienen una carga explosiva de gran sensibilidad, por ejemplo fulminato de mercurio. Están hechos para detonar con las chispas del tren de fuego de la mecha de seguridad. En la figura 7 se muestra una mecha ensamblada a un fulminante.

Los fulminantes que se fabrican son del número 6 ya que estos son los suficientemente potentes, pero si se requieren de otra potencia se conseguirán en un pedido especial.

Los fulminantes los surten por ciento o por millar. Su empleo en construcción generalmente está limitado a pequeñas voladuras y moneo (volver a tronar rocas que es la primera voladura resultaron de tamaño mayor que el especificado). El moneo es antieconómico por lo que debe de evitarse tratando de obtener toda la roca al tamaño especificado desde la primera voladura.

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Fig. 7: Estructura de un fulminante

Estopines eléctricos. Los estopines eléctricos son fulminantes elaborados de tal manera que pueden hacerse detonar con corriente eléctrica. Con ellos pueden iniciarse al mismo tiempo varias cargas de explosivos de gran potencia, y se puede controlar con precisión el momento de la explosión, lo que no sucede con los fulminantes por la variación de la velocidad de combustión de la mecha.

Fig. 8: Estopines eléctricos

Un estopín eléctrico está formado por un casco metálico cilíndrico que contiene varias cargas de explosivos. La energía eléctrica es llevada hacia el estopín mediante alambres de metal con aislamiento de plástico, los cuales se introducen al estopín a través de un tapón de hule o plástico. El tapón colocado en el extremo abierto del casco del estopín forma un cierre hermético resistente al agua. Los extremos de los alambres son unidos dentro del fulminante por un alambre de corta longitud y diámetro

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muy pequeño llamado filamento, el cual queda en contacto con la carga de ignición del estopín. Cuando se aplica corriente eléctrica se pone incandescente el filamento y el estopín detona.

Los estopines que tiene más alta potencia son los que tienen mayor cantidad de carga detonante. Generalmente los estopines usados son del No. 6, y raramente del No. 8.

Estopines eléctricos instantáneos. Los estopines eléctricos instantáneos tienen una carga de ignición, una carga primaria y una carga detonante.

Su casquillo es de aluminio y tienen dos alambres de cobre calibre 20 ó 22, generalmente uno rojo y el otro amarillo. Estos dos colores distintos son de gran ayuda al hacer las conexiones.

Los estopines instantáneos se pueden conseguir suelto o en cajas cuyo contenido es el siguiente:

50 piezas para alambre de 2 a 6 metros. 40 piezas para alambre de 7 metros y 30 piezas para alambre de 9 y 10 metros

Fig. 9: Estructura de un estopín instantáneo

Estopines eléctricos de retardo. Los estopines eléctricos de retardo, también llamados de tiempo son similares a los instantáneos, con la diferencia que tienen colocados entre el filamento y la carga de detonación un elemento de retardo el cual contienen pólvora lenta.

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Fig. 10: Estructura de un estopín de tiempo

Estos estopines tienen una etiqueta de color que muestra el número de período de retardo y que sirve para su identificación. El disparo con estopines de retardo tiene por objeto mejorar la fragmentación y el desplazamiento de la roca, así como proporcionar mayor control de vibraciones, ruido y proyecciones. Si se usan adecuadamente pueden reducir los costos.

Los estopines de retado tienen alambre de cobre calibre 24 forrado cada uno de distinto color, generalmente uno azul y amarillo el otro.

En la tabla No. 8 se presenta la resistencia eléctrica para diversas longitudes de alambre, tanto para los estopines eléctricos instantáneos (normales) como para los de retardo.

LONGITUD DE LAS PATAS

ALAMBRE RESISTENCIA,

(OHMS POR CÁPSULA)

CALIBRE

ALAMBRES PIES METROS

2

4

6

0.61

1.22

1.83

1.17

1.23

1.30

22

8

10

12

2.44

3.05

3.66

1.37

1.43

1.50

22

16

20

24

4.88

6.10

7.32

1.63

1.77

1.90

22

30

40

50

9.14

12.19

15.24

1.73

1.94

2.15

20

60

80

100

18.29

24.38

30.48

2.36

2.78

3.20

20

150 45.72 4.25 20

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200

250

300

60.96

76.20

91.50

5.30

6.35

7.40

Tabla No. 8.- Resistencia recomendable para el cálculo de conexiones de cápsulas detonantes eléctricas, normales y de retardo, con alambres de cobre.

Los estopines eléctricos tienen una corriente mínima y otra de diseño, la primera es aquella a partir de la cual puede ser suficiente para detonar el estopín, y la segunda la corriente con la que se asegura la detonación del mismo.

ESTOPINES MÍNIMA PARA DISEÑO

INSTANTÁNEOS 0.3 A 2.0 A

DE TIEMPO: 0.4 A 2.0 A

Tabla No. 9 .- Corriente de disparo mínima y de diseño

Los estopines de retardo pueden ser de milisegundos "MS" o los llamados Mark V.

Fig. 11: Cebado de un cartucho de dinamita con estopín

Estopines de retardo "MS". Los estopines de retardo "MS" son los más ampliamente usados en canteras, trabajos a cielo abierto y proyectos de construcción. Se pueden obtener en diez períodos, cuyos números indican el tiempo en milésimas de segundo que tarda en producirse un disparo, a continuación se mencionan: MS-25, MS-50, MS-75, MS-100, MS-125, MS-150, MS-175, MS-200, MS-250, y MS-300. Estopines de retardo Mark V. Los estopines de retardo Mark V se utilizan principalmente en trabajos subterráneos como túneles, galerías, pozos, etc. Se fabrican en diez períodos regulares de retardo: 0-25MS, 1-500MS, 2-1000MS, 3-1500MS, 4-2000MS, 5-3000MS, 6-3800MS, 7-4600MS, 8-5500MS Y 9-6400MS

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Fig. 12: Indica los tiempos de disparo y los de movimiento de la roca entre períodos consecutivos.

En la figura 12 se señala que todos los estopines de un mismo período de retardo disparan dentro de los límites de tiempo representados por las áreas negras correspondientes a ese período. Por ejemplo todos los estopines del 8º. Período disparan en el tiempo representado entre las líneas A y B. Antes de cualquier estopín del 9º. Período se dispare, deberá transcurrir el tiempo indicado entre las líneas B y C. Este intervalo es el tiempo que queda libre entre los períodos 8º y 9º. Para el movimiento de la roca. Esto no quiere decir que todos los estopines 8 disparen simultáneamente, estallarán unos después de otros, pero todos en el intervalo A-B.

Corrugadoras para fulminantes. Hay dos tipos de corrugadoras: las pinzas corrugadoras y las máquinas corrugadoras. Con ambas, se pueden hacer hendiduras a los casquillos del fulminante cerca del extremo abierto de éste, logrando una unión firme e impermeable entre la mecha y el fulminante.

En la figura 13 se muestra a la izquierda, la corrugadora manual para una hendidura y a la derecha una máquina cortadora y corrugadora de hendidura doble. También con la corrugadora manual se pueden hacer dos hendiduras.

Fig. 13: Corrugadora manual y máquina corrugadora.

La compra de la máquina corrugadora sólo se justifica para operaciones donde diariamente se fijan una gran cantidad de fulminantes o donde hay puestos centrales para hacer este trabajo.

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Diseño de circuitos de voladura.

Máquinas Explosoras. Las máquinas explosoras suministran la corriente necesaria para disparar los estopines eléctricos. Estas son de dos tipos básicos: de "generador" y de "descarga de condensador". Ambos tipos son de una construcción robusta y soportan servicio duro por períodos prolongados.

De "generador" Estas explosoras han sido las convencionales durante muchos años. Se basan en un generador modificado que suministra una corriente directa pulsativa. Son de dos tipos: de "giro o vuelta" y de "cremallera". Están diseñadas de tal manera que no producen corriente alguna hasta que el giro o el desplazamiento hacia abajo de la cremallera lleguen al final de su recorrido; instante en que la corriente es liberada hacia las líneas de disparo en magnitud muy cercana a su máximo amperaje y voltaje.

Fig. 14: En el caso "a" se muestra la máquina explosora de cremallera y en el "b" la de giro o vuelta. Las flechas señalas el movimiento

de la manivela.

De "descarga de condensador" Estas máquinas explosoras utilizan pilas secas para cargar un banco de condensadores que alimenta una corriente directa y de duración corta a los dispositivos de disparo eléctrico.

Para operarlas se conectan sus terminales a las líneas conductoras provenientes del circuito de la voladura y después se oprime el interruptor de "carga", cuando el foco

piloto (rojo) enciende se oprime el interruptor de "disparo" manteniendo siempre oprimido el interruptor de "carga".

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Fig. 15: La explosora de descarga de condensador no dispara a menos que

ambos botones el de "carga" y el de "disparo" ("charge" y "fire" respectivamente)

sean accionados conjuntamente.

Estas explosoras se consideran como las máquinas más eficientes y confiables para el encendido en voladuras. Sus principales características son:

Poseen una capacidad de detonación de estopines extremadamente alta.

Proporcionan gran seguridad ya que no disparan hasta alcanzar su voltaje de diseño, el cual es señalado por la luz del foco piloto.

Los botones de carga y disparo así como los condensadores quedan en "corto circuito" hasta que se necesiten.

La ausencia de partes dotadas de movimiento y la eliminación del factor humano que interviene en las explosoras mecánicas.

Existen también máquinas explosoras de descarga de condensador capaces de dar energía a múltiples circuitos de voladura en una secuencia de tiempo programada, comúnmente a estas máquinas se les denomina "explosoras secuenciales". La distribución de tiempo proporciona un mayor número de retardos de los que se pueden tener como estopines de tiempo disparados con máquinas explosoras convencionales.

Otra característica de las explosoras secuenciales es que permiten aumentar el tamaño total del disparo sin incrementar los efectos de ruidos y vibraciones, así como mejorar la fragmentación y el control de proyecciones de roca. Sistemas de comprobación y de disparo.

Instrumentos de prueba. Son instrumentos diseñados para medir las características eléctricas de los circuitos de voladura, así como del área circundante para asegurar que la operación sea eficiente y segura. Estos aparatos, además de ahorrar tiempo permiten incrementar grandemente la seguridad de cualquier operación de voladura, reduciendo la posibilidad de disparos quedados o de detonación accidental. Galvanómetro. Este aparato tiene una pila que proporciona la corriente necesaria para mover una manecilla en una escala graduada. Las pilas y las partes mecánicas están encerradas en una caja metálica, la cual está provista en su parte superior de dos bornes de contacto. Sirve para probar cada uno de los estopines eléctricos y también para determinar si un circuito de voladura está cerrado o no y si está en

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condiciones para el disparo; además sirve para localizar alambres rotos, conexiones defectuosas y cortos circuitos, así como para medir la resistencia aproximada del circuito.

Si se requiere mayor exactitud que la que proporciona un galvanómetro, se puede usar un óhmetro. Estos dos aparatos son similares sólo que el óhmetro posee dos escalas de resistencia, una baja (de 0 a 100 ohms) y otra alta (de 0 a 1000 ohms), con lo cual se amplía el alcance de medición de resistencias.

Fig. 16: Ohmetro para voladuras.

Multímetro. El multímetro es un aparato diseñado para medir resistencias, voltajes y corrientes en operaciones de voladuras eléctricas. Su sensibilidad es muy alta, por lo que tiene un amplio alcance en sus mediciones.

Sus principales usos son:

a. Examinar los sitios de voladura para localizar corrientes extrañas. b. Analizar las resistencias de los circuitos. c. Ejecutar pruebas de resistencia en la determinación de riesgos por electricidad

estática. d. Probar líneas de conducción. e. Probar la continuidad y la resistencia de estopines y circuitos eléctricos. f. Medir voltajes g. Como galvanómetro.

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Fig. 17: Multímetro para voladuras.

Reóstato. Este instrumento se utiliza para probar la eficiencia de una máquina explosora de tipo generador. Está formado por una serie de bobinas de resistencia variable. Cada resistencia tiene una placa que indica su valor en ohms y su número equivalente de estopines eléctricos.

Fig. 18: Reóstato para prueba de máquinas explosoras.

Para usar el reóstato, primeramente se conectan dos o cuatro estopines en serie con las resistencias del condensador de manera que la resistencia total se ajuste a la que tendría el número total de estopines para los que la máquina fue diseñada para disparar, en seguida se conecta el circuito a la máquina explosora y se dispara, si detonan los estopines puede concluirse que la explosora está en condiciones adecuadas para la operación de voladuras. Al hacer la prueba debemos protegernos de la explosión de los estopines.

La ventaja del uso del reóstato es que puede probarse la explosora detonando únicamente unos pocos estopines en cada prueba.

Fig. 19: Uso del reóstato.

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Mallas o redes. Las mallas pueden ser de alambre o alambrón y se utilizan para cubrir la voladura antes de efectuar el disparo, para captar los fragmentos de roca procedente de la voladura e impedir que vuelen al aire con grandes proyecciones. Debe tenerse cuidado al colocar las mallas, porque pueden hacerse cortos circuitos si hay conexiones descubiertas del circuito de disparo que estén en contacto con la malla.

Conexiones de los estopines. Como ya habíamos visto los estopines ya sean instantáneos o de tiempo, se activan eléctricamente, para ello se requiere una cantidad mínima de corriente que generalmente es de 2 amperios para asegurar el disparo. Para conocer esa corriente mínima debemos calcular con la Ley de Ohm, cuya fórmula es:

INTENSIDAD (amperios) = VOLTAJE (de la fuente de corriente eléctrica) . RESISTENCIA (del sistema de estopines y alambres)

El voltaje (V) de la fuente de energía eléctrica generalmente es conocido, puede ser corriente monofásica, cuyo voltaje es 110 voltios, o corriente trifásica (de fase a fase) con voltaje de 220 o 440 volts (en caso de duda calcule con 220 volts), que se usa mucho en excavaciones subterráneas; también puede ser un explosor en cuyo caso el voltaje oscila entre 80 y 300 voltios (si hay duda use 80).

Por lo tanto nuestro único problema es calcular la resistencia del sistema y esto depende de las resistencias de cada estopín (Tabla 8) y de los alambres de conexión (Tabla 10). Distribución típica de conexiones en un banco. La corriente debe producirse (en un explosor) o conectarse (a una instalación eléctrica) desde una distancia prudente; en un banco debe ser alrededor de 60 m si no estamos en la dirección de las proyecciones y aún 40 m si nos protegemos con alguna saliente del terreno; en una demolición generalmente las distancias son mayores como se muestra en la .

La corriente se conduce al banco por medio de dos alambres que reciben el nombre de guía principal, generalmente alambre forrado calibre 12, (Fig. 20), y luego se distribuye entre los estopines por medio de guías secundarias, en donde el calibre 20 es muy recomendable.

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Calibre A W G

Núm.

Resistencia, ohms

Por 1,000 m.

8

10

12

14

16

18

20

22

24

2.10

3.34

5.31

8.43

13.45

21.36

34.45

54.79

87.14

Tabla 10 .- Resistencia de alambre de cobre.

Kg DE

EXPLOSIVOS

DISTANCIA SEGURA MÍNIMA EN DEMOLICIONES A

CAMPO ABIERTO (EN METROS)

0.5 a 10 250 m

20 320 m

30 370 m

50 440 m

100 530 m

200 700 m

Tabla 11 .- Distancia segura mínima en demoliciones a campo abierto.

Fig. 20: Distribución típica de conexiones.

Tipos de conexiones: Serie simple.

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Fig. 20-A: Estopines conectados en serie

Donde: RT = Resistencia total N1 = Número de estopines por serie RE = Resistencia de cada estopín.

Si varios estopines se conectan extremos con extremos uno a continuación de otro, como se muestra en la Figura 20-A, se dice que los estopines están conectados en serie, la corriente que pasa por todos ellos es la misma y la resistencia total del sistema es la suma de las resistencias de cada estopín.

Conexiones en paralelo. Cuando los estopines se conectan lado a lado, la corriente se divide pues cada estopín provee un camino diferente para el flujo de corriente, pasando una parte de la corriente total por cada uno de los estopines, como se muestra en la Fig. 20-B.

Fig. 20-B: Estopines conectados en paralelo.

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Conexiones en serie paralelo. Cuando varias series de estopines se conectan lado a lado la corriente se divide, pues cada serie provee una camino diferente para el flujo de corriente pasando una parte de la corriente total por cada una de las series, como se muestra en la figura 20-C.

Si no se cumple con está condición, entonces la fórmula no es aplicable.

Fig. 20-C: Estopines conectados en serie-paralelo.

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CAPITULO 9

9. Los Explosivos en la Construcción

Breve historia de los explosivos

Los explosivos son substancias que tienen poca estabilidad química y que son capaces de transformarse violentamente en gases. Esta transformación puede realizarse a causa de una combustión como en el caso de la pólvora o por causa de un golpe, impacto, fricción, etc. en cuyo caso recibe el nombre de explosivos detonantes, como es el caso de las dinamitas y los nitratos de amonio.

Cuando esta violenta transformación en gases ocurre en un lugar cerrado, como puede se un barreno en un manto de roca, se producen presiones muy elevadas que fracturan la roca. La más antigua de las substancias explosivas es la pólvora negra, que consistía en una mezcla formada por salitre, carbón y azufre. Se cree que los descubridores de la pólvora fueron los chinos, pero su uso se limitó exclusivamente a exhibiciones pirotécnicas con las que iluminaban sus celebraciones. Más tarde, en Europa fue Bacon el que publicó una fórmula de la pólvora con instrucciones detalladas para su fabricación, poco después, y hasta la fecha, se usó en armas de fuego. El mismo Hernán Cortés se surtía de pólvora fabricándola con carbón vegetal, azufre recogido en cráteres de nuestro volcanes y con salitre de las orillas de los lagos.

Posteriormente se substituye el salitre por clorato de potasio, lo que la hizo más potente y más tarde con nitrato de sodio conocido como Nitro de Chile, pues abunda en ese país.

La pólvora en realidad podría estar constituida solamente por carbón y azufre, pero como es un explosivo combustible necesita oxígeno, por lo que para estallar en un barreno necesita la tercer substancia (clorato de potasio o Nitrato de sodio) que con el calor se descomponen desprendiendo oxígeno. De hecho la pólvora de los cohetes que suben en el cielo sólo está compuesta de carbón y azufre para que se queme lentamente la parte del combustible expuesta al aire mientras sube el cohete.

Hacia el 1850 Sobrero descubrió la Nitroglicerina, explosivo muy potente, pero muy sensible, es decir estalla con cualquier pequeño golpe lo que la hace peligrosa. Se utilizó en voladuras para substituir a la pólvora pero su uso se limitó por la peligrosidad.

Entonces apareció Alfredo Nobel que inventó la dinamita Nitroglicerina que no es otra cosa que Nitroglicerina mezclada con una substancia inerte como puede ser una tierra dictomacea (para fijar ideas puede se un polvo de ladrillo).

De la proporción de Nitroglicerina y material inerte depende su poder explosivo, el porcentaje de Nitroglicerina representa la fuerza relativa del explosivo.

También inventó las primeras dinamitas Gelatinas y disolver algodón colodión en Nitroglicerina.

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Durante los últimos 50 años, el Nitrato de Amonio ha desempeñado un papel cada vez más importante en los explosivos. Se usó primeramente como ingrediente de la dinamita y, hace aproximadamente un cuarto de siglo, comenzó a emplearse en una sencilla y económica mezcla con el Diesel que ha constituido una revolución en la industria de los explosivos y que, hoy día, cubre aproximadamente el 80% de las necesidades de los explosivos.

También se ha desarrollado, en el último cuarto de siglo, los explosivos de geles de agua, a base de nitrato de amonio. Los explosivos de geles de agua contienen sensibilizadores, tales como los nitratos de amina, el TNT y el aluminio, así como agentes de gelificación y otros materiales, para alcanzar su grado de sensibilidad.

A diferencia de la mezcla de Nitrato de Amonio y diesel los geles de agua son resistentes al agua y pueden prepararse según fórmulas de elevadas velocidades de detonación.

Ya que no contienen Nitroglicerina, los geles de agua son, inherentemente, menos peligrosos que la dinamita en su fabricación, transporte, manipulación y empleo. Y, debido a su flexibilidad y reducido el peligro, han declinado el empleo de la dinamita.

Actualmente los explosivos se usan para la construcción de diversas obras civiles como presas, sistemas de riego, redes de conducción eléctrica, gasoductos, oleoductos, sistemas de drenaje, vías de comunicación, cimentaciones de estructuras, canales, túneles y muchas más. Se puede notar que las principales finalidades de la excavación en roca para la construcción de las obras de Ingeniería Civil son: para alojar estructuras, eliminar obstáculos y obtener materiales para construcción.

En todos estos casos, el proceso de explotación de roca está formado por tres etapas; extracción y carga y acarreo.

La extracción consiste en separar un fragmento de roca de un banco o corte y puede hacerse usando explosivos o escarificadores (arados). Cuando se hace con explosivos se produce una voladura.

La roca extraída puede ser graduada o sin graduar, en el primer caso existen requerimientos de tamaño y en el segundo no. El tamaño puede estar limitado por el uso a que se destine la roca, por ejemplo:

Para trituración .- La limitación está dada por la abertura de la quebradora primaria, aquí se pide un tamaño máximo.

Para enrocamientos .- Por el proyecto, especificaciones y el equipo de carga y acarreo. En escolleras se pide un tamaño mínimo para que la roca no sea movida por el oleaje.

Para cortes y pedraplenes .- Por el equipo de carga y acarreo o la capacidad de los tractores.

Ya que empresas muy poderosas se han dedicado al estudio de los explosivos, corresponde al constructor obtener el mayor partido posible de los explosivos industriales y así cooperar al constante adelanto de los procedimientos de construcción, ya que estos son una expresión objetiva de la evolución constante de la humanidad.

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NOMENCLATURA Y UNIDADES USADAS EN EL DISEÑO DE VOLADURAS.

A Pata o berma (distancia del barreno al frente ) (m)

AR Pata real (m)

AT Pata teórica (m)

b Sobrebarrenación (m)

B Separación entre barrenos (m)

BE Barrenación específica (metros de barrenación / m3 de roca)

CC Carga de columna (Kg)

CF Carga de fondo (Kg)

CT= Q Carga total del barreno (Kg)

d Densidad del explosivo (esta cantidad es adimensional, relativa al peso

del mismo volumen de agua, también puede usarse en Kg/m3 ó gr/cm3)

f Diámetro del barreno (pulg ó m )

h Altura del barreno (m)

LCC Longitud de carga de columna (m)

LCF Longitud de carga de fondo (m)

q Carga específica de explosivos (Kg de explosivo / m3 de roca)

qc Carga de columna por metro de barreno (Kg/m) (método sueco)

qf Carga de fondo por metro de barreno (Kg/m) (método sueco)

Q=CT Carga frontal de barreno (Kg)

T Longitud del tapón del barreno (taco) (m)

V Volumen, casi siempre el volumen tributario de un barreno (m3)

9.1 VOLADURAS

9.1.1 Mecanismo de la rotura. Debido a que el conocimiento del mecanismo de la rotura de las rocas permitirá una mejor comprensión del fenómeno, se ha considerado necesaria su explicación.

Después de algunas milésimas de segundo de haberse iniciado la explosión de un barreno se libera la energía química del explosivo, transformándose este sólido en un gas caliente a enorme presión, que al estar encerrado en el barreno, puede alcanzar y aún sobrepasar los 100,000 Bars (1000,000 kg/cm2). Como la roca es menos resistente a la tensión que a la compresión las primeras grietas se forman principalmente bajo la influencia de los esfuerzos de tensión, dando como resultado grietas radiales.

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Fig. 2: Las paredes de un tubo de acero sometido a presión interna están sometidas a tensión, de manera similar ocurre en un barreno.

Fig. 3: La roca alrededor de un barreno con gases a presión (del explosivo) está sometida a tensión. Si la presión es suficientemente grande

también lo será la tensión y habrá grietas.

Durante este primer período de agrietamiento no hay prácticamente rotura. El barreno ha sido ligeramente ensanchado a poco menos que el doble de su diámetro, por quebrantamiento y deformación plástica.

En una voladura, generalmente se tiene en el frente una cara libre de roca paralela a los barrenos.

Fig. 4: Cara libre en una voladura de roca (Elevación).

Cuando las ondas de compresión se reflejan contra ella, se originan fuerzas de tensión que pueden producir un descostramiento de parte de la roca próxima a la superficie.

El proceso es el mismo que cuando se golpea en un extremo una fila de bolas de billar: el golpe se transmite de bola a bola hasta que la última sale disparada con toda la fuerza, esto también ocurriría si las bolas estuvieran cementadas. El descostramiento tiene una importancia secundaria en las voladuras.

Estas dos primeras etapas del proceso de desprendimiento de la roca, agrietamiento radial y descostramiento son originadas por la onda de choque, sin embargo, la onda de choque no es la que provoca el desprendimiento de la roca, pues la energía que proporciona es mínima en comparación con la necesaria para que esto ocurra.

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En la tercera y última etapa, bajo la influencia de la presión de los gases del explosivo se extienden las primeras grietas radiales y la superficie libre de la roca cede y es lanzada hacia adelante. Cuando la superficie frontal se mueva hacia adelante se descarga la presión y aumenta la tensión en las grietas primarias que se inclinan oblicuas hacia afuera. Si la pata o berma no es demasiado grande, muchas de estas grietas se extienden hasta la superficie libre y tiene lugar el desprendimiento completo de la roca. Para lograr el máximo efecto por barreno y cantidad de carga, el ángulo de fractura del material deberá ser igual o mayor a 135° ya así, se consigue una salida natural, pero si el ángulo es menor, el material queda confinado y se producen problemas en su salida.

Fig. 5: Ángulo de fractura ideal para la salida del material (Planta).

La configuración completa de las grietas puede estudiarse si se hacen explosiones en modelos experimentales a escala en plexiglás (placa transparente). Experimento de Langerfors.

Con carga insuficiente fig. 6a., las grietas no se desarrollan totalmente, pero puede verse como algunas a un ángulo de 90° y 120° tendrían capacidad para originar la fractura total si la presión estática aumentase. En la figura 36b., se ha obtenido una fractura completa con un ángulo de 110°. De lo anterior se concluye que la magnitud de la carga explosiva influye en el tamaño de las grietas, es decir a mayor carga mayores serán las grietas, sin embargo es importante evitar sobrecargas para obtener la menor tensión posible en la roca residual.

Fig. 6: Influencia de la cantidad de explosivo en la formación de grietas. En la figura superior la carga es cuatro veces menor que en la inferior.

En ambos casos la berma es la misma.

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Un barreno lleno de explosivo origina grandes grietas al detonar, pero éstas pueden ser casi suprimidas si con la misma carga se reduce la presión ejercida sobre las paredes del barreno, incrementando su diámetro. De esta manera, sólo se forman unas pocas grietas de longitud muy semejante como se muestra en la figura 7.

Fig. 7: Con una misma carga se obtienen muchas más grietas.

Cuando ésta llena totalmente el barreno. En a) el volumen del barreno es cuatro veces mayor que en b), pero las cargas fueron las mismas.

Nótese la cantidad y el tamaño de las grietas en ambos casos.

En voladuras se debe tener en cuenta, la gran importancia que tiene la relación espaciamiento-pata con respecto a la fragmentación de la roca. Experimentalmente se obtuvieron las ilustraciones de la figura 8, en el caso a) se muestra una distribución de barrenos cuya relación espaciamiento-pata es B/A = 0.5 y en b) una en la cual B/A = 2; en ambos casos se tiene el mismo valor AxB por barreno, es decir la misma carga y longitud de perforación por volumen de roca a volar. También se muestra la diferencia en la fragmentación del material, conseguida de una forma tan simple como modificar la distribución de los barrenos.

Si observamos detenidamente la figura 38, llegaremos a la conclusión de que al aumentar la relación A/B disminuye la fragmentación.

Fig. 8: Influencia de la distribución de los barrenos en la fragmentación de la

roca.

Voladura. Para una buena voladura no basta seleccionar correctamente el explosivo, ya que es necesario conocer también el método de aplicación más indicado para cada clase de trabajo, obteniéndose con ello una máxima eficiencia, la cual se traduce en menor costo de obra. Generalmente los resultados óptimos en voladuras se adquieren a través de la experiencia.

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Los objetivos de una voladura se deben tener en cuenta desde su diseño. Los principales objetivos son:

La roca debe tener la granulometría deseada. Esto se refiere a los tamaños de los fragmentos de roca, muchas veces están limitados por ciertos factores tales como la clase y tamaño del equipo de excavación y acarreo, la abertura o boca de la trituradora primaria o simplemente por el uso al que se va a destinar el material.

Consumo mínimo de explosivos para fracturar la roca. El tipo de explosivo a usar deberá ser aquel que tenga un menor costo por m3 de roca volada. Ya elegido el explosivo, se procurará usar el mínimo de explosivos en la carga de los barrenos que produzca los resultados requeridos, esto redundará en el aspecto económico de la voladura.

Mínima barrenación posible. Se debe perseguir hacer una distribución adecuada de los barrenos procurando tener una longitud de barrenación mínima, lo que conducirá a ahorrar tiempo y recursos influyendo también en la economía de la voladura.

Mínimas proyecciones de la roca. Se entiende como proyección al lanzamiento de fragmentos de roca al aire, procedentes de la voladura. Es conveniente que las proyecciones de roca sean mínimas, pues son producto de un uso inútil de la energía del explosivo y además pueden ocasionar daños.

Fracturación mínima de la roca no volada. Debe evitarse lo más posible las fracturaciones de roca atrás de la línea de corte o proyecto.

Cuando un explosivo se usa apropiadamente, consume mayor parte de su energía en forma útil, ya sea fracturando la roca o moviéndola de lugar para evitar trabazones entre sus fragmentos. Sin embargo, el resto de la energía se consume inútilmente, proyectando rocas, lo cual es muy peligroso. El control de la energía se puede llevar a cabo mediante el tamaño de los agujeros de perforación, las separaciones entre los mismos y por el tipo de explosivo.

Es importante hacer notar que todas las cifras anotadas en voladuras son aproximadas, se intenta sólo como una guía general y como una base para comenzar a hacer pruebas en cada caso particular.

Para abrir un banco se hacen pequeñas voladuras hasta formar el frente del banco (vertical o inclinado).

Fig. 9: Muestra esquemática de un frente de banco vertical y uno inclinado.

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Luego se perforan los barrenos (D) paralelos al frente, éstos se llenan con explosivos dejando una parte vacía para formar un tapón (taco) que confine los gases de la explosión. El taco no debe ser de papel, cartón o cualquier substancia combustible, generalmente se forma con suelos arcillo-arenosos o limoarenosos compactados. Finalmente se hace la conexión y el disparo eléctrico de la voladura.

-

Fig. 10: La figura superior muestra el inicio de la voladura,

la inferior momentos después de ésta, así como su resultado.

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5.4.1 Distribución de barrenos (plantillas). Existen diversos tipos de plantillas para voladuras de varias hileras lateralmente limitadas, la más sencilla es la que se muestra en la figura 11.

Fig. 11: Plantilla con dos retardos por hilera.

Todos los barrenos por hilera excepto los de las esquinas se inician con un mismo número de retardo, propiciando que en el momento de la detonación la roca de cada barreno tenga una salida libre. Esto no sería posible si los barrenos de la esquina se iniciaran al mismo tiempo, ya que se tendría una probabilidad muy grande de que éstos se encendieran antes de los inmediatamente próximos, quedando en condiciones de rotura desfavorables. Este tipo de encendido exige el doble de intervalos de retardo que de hileras, lo cual es una restricción cuando se trata de grandes voladuras con varias hileras, ya que los intervalos disponibles no son suficientes para la aplicación de una secuencia de encendido como la mencionada.

La plantilla anterior, se puede modificar como se muestra en la figura 12 en la cual todos los barrenos de la hilera, a excepción de los de la esquina, se encienden con el mismo intervalo que los barrenos de la hilera anterior. Con este arreglo se usa un menor número de intervalos en los estopines.

Fig. 12: Plantilla similar a la anterior, su diferencia estriba en que

en este caso se usan menos intervalos de retardo y la cara libre del banco ya no es recta.

Otro tipo de plantilla sería la mostrada en la figura 13, la cual es adecuada para una mejor fragmentación, un mejor acabado en las paredes y una rezaga más concentrada, aunque presente malas condiciones para el desprendimiento de la parte central, pues después del encendido del retardo número 1 que tiene la rotura libre , encienden los dos barrenos de ambos lados y de la misma hilera con el retardo número 2, así como el que está atrás del volado en primer lugar, lo que da como

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resultado que el barreno de la segunda hilera se pueda adelantar a los de enfrente, quedándose encerrado en el momento del encendido y efectuando una voladura defectuosa.

Fig. 13: El inconveniente de esta plantilla es que puede suceder que algún barreno central en el momento de

estallar, no tenga salida libre, efectuándose una voladura defectuosa.

Para evitar lo anterior, se utiliza una plantilla como la mostrada en la figura 14. Los dos barrenos que están al centro se han dispuesto en la hilera de modo que tengan salida libre aunque sean los primero en estallar y de esta manera no se afecta el resultado final de la voladura.

Fig. 14: Plantilla que mejora las condiciones de desprendimiento de la roca en la parte central.

También se debe tener en cuenta la gran importancia que tiene la relación espaciamiento-berma para la fragmentación. En la figuras 13 y 14 se puede observar que B' es mayor que B y A' es menor que A, en estas condiciones el aumento del espaciamiento entre barrenos, y la disminución de la berma, permiten que la relación B/A sea mayor y por consiguiente la fragmentación de la roca aumente; además el material se acumula al centro facilitándose su carga. 5.4.2 Establecimiento de los datos necesarios para diseñar un patrón de barrenación.

La experiencia y muchos experimentos realizados principalmente por los suecos, ha resultado en un gran número de fórmulas y "reglas del pulgar" en el diseño de una barrenación relacionada con los factores involucrados. Primero hay que examinar las características estructurales de la roca, que deben ser vistas con atención. Una vez definido el patrón de barrenación y desde luego el consumo de explosivos relacionado podrá iniciarse el proceso de excavación.

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Terminología utilizada en el patrón de barrenación.

Los términos más importantes involucrados en el patrón de barrenación son los siguientes:

Diámetro del barreno, d (mm) Bordo, V (m), bordo práctico V1 (m) Espaciamiento, E (m) Sobrebarrenación (m) Altura del banco, K (m) Longitud del barreno, H (m) Inclinación del barreno.

Estos factores dependen de los datos del barreno, del tipo de roca a explotar, de los explosivos a utilizar, del tamaño de roca demandada y, en general, de los resultados finales requeridos.

Existen muchas fórmulas teóricas diseñadas para calcular el bordo y el espaciamiento que serán utilizados y que cumplen con el conjunto de requerimientos. El camino más correcto es confiar en la experiencia y en algunas reglas simples para establecer los datos para la perforación del barreno a fin de obtener resultados exitosos en la voladura. Calculo del bordo V El bordo teórico (V) depende de la carga de fondo (Qp) que se coloca en el fondo del barreno, que a su vez depende del diámetro (d) de la perforación medido en el fondo, de la altura de la carga de fondo = (1.0 … 1.3) . V) y de la densidad de carga. Además de la densidad de las perforaciones el tipo de roca y la fuerza del explosivo por unidad de peso tienen su efecto en la medida del bordo

.

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El bordo teórico puede ser calculado con la siguiente ecuación:

Donde:

dp = diámetro del agujero perforado medio en el fondo (mm) P = densidad de la carga del explosivo (kg/dm3) S = fuerza del explosivo f = factor que depende de la inclinación de los barrenos. Barrenos verticales f = 1 inclinación (3:1) f = 0.9 inclinación (2:1) f = 0.85 E/V = espaciamiento entre bordo, normalmente 1.25

La constante de roca ( c ) es la cantidad mínima de explosivo (kg.) necesarios para extraer un m3 de roca, en una voladura normal a cielo abierto en roca maciza (por ejemplo granito), c= 0.4kg/m3. En rocas más suaves, normalmente se incrementa c.

En la práctica sin embargo, los errores de barrenación tales como errores en la colocación del barreno y en la verticalidad del barreno deben considerarse al calcular el bordo práctico (V1), que es el que se usará en el momento de la explotación de roca. Cuando la altura del banco es baja (V1) puede ser calculado con la siguiente fórmula:

Donde: V1 = bordo práctico (m) V = bordo teórico (m) 0.1 = error (collaring) (m) 0.03 H = error de alineación (m)

Cuando la altura del banco es aproximadamente tres veces el bordo, el bordo práctico puede ser calculado simplemente con:

V1 = 0.04 d

Donde: d = diámetro del barreno (mm)

O V1 = d

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Donde: d = diámetro del barreno (pulgadas)

Calculo del espaciamiento En excavaciones normales el espaciamiento del barreno se obtiene por la fórmula:

E= 1.25 V1.

Como se vio anteriormente el valor de 1.25 puede variar dependiendo del tipo de roca. Normalmente aumentar el espaciamiento en relación con el bordo puede originar un producto de menor tamaño.

Evaluación de la longitud del barreno (H). Las perforaciones deben normalmente quedar 0.3V más profundas que el nivel deseado en el piso de trabajo. En el caso de un barreno inclinado evidentemente la inclinación incrementa la longitud del barreno.

En el caso de perforar con barrenos inclinados la roca se rompe con mayor facilidad en la parte inferior del banco, obteniéndose una mejoría de 10% ó 15% en la voladura, esta inclinación normalmente es de 2:1 ó 3:1. La inclinación tiene además la ventaja de disminuir las fracturas en la roca en la parte superior del banco.

El efecto de la Perforación en los resultados de una voladura. La perforación y la voladura deben ser enfocadas como el esfuerzo común de un mismo equipo de forma que los resultados de una voladura serán siempre peores que los ideales sin una adecuada perforación, y ello aunque se utilicen los mejores diseños de voladura, prácticas operativas y productos. A menudo cuando se pregunta a un responsable de voladuras por qué ésta no ha dado los resultados esperados, la respuesta es difícil.

Sí, porque es difícil poder demostrar que la causa ha sido una mala perforación, ya que no hay pruebas, excepto una factura por x metros de perforación y una pobre voladura.

Los responsables de las canteras conocen muy bien la importancia que tiene obtener unos buenos resultados en las voladuras para poder optimizar sus excavaciones y el proceso operativo. Así que, se hace necesario conocer las prácticas que se llevan a cabo en la perforación y voladura y comprobar cuáles de ellas, a menudo, se ignoran o se aplican mal porque ello puede comprometer al proceso en su totalidad. Esto puede ocurrir especialmente cuando hay cambios de personal, de equipo o en el área de excavación.

¿Cómo afecta la perforación a los resultados de la voladura? Asumiendo que el diseño de la voladura es acertado, los resultados dependen de la posición de la masa de roca y del estado físico de los barrenos, en lo que puede denominarse “Efectividad de la Perforación” y los factores que pueden influenciarla son:

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El diseño que se ha establecido. La geología, el material y sus características físicas. La forma en que se realiza la perforación.

Los dos primeros grupos de factores son usualmente controlados por el Director de la Cantera basados en las características del lugar y modificados por su conocimiento y experiencia. El tercer grupo es normalmente controlado por el perforador y su equipo, ya sea propio de la cantera o subcontratado.

Perforación

Concretando más, los factores que afectan a la “Eficiencia de la Perforación”, son los siguientes:

La geometría de la perforadora. Los parámetros de la perforación. Varillaje de perforación, uso de tubos guía y tamaño de la broca. Angulo del barreno. Posición del emboquillado. Desviación del varillaje de perforación.

El diseño de la voladura ha de tener en cuenta e las limitaciones de la perforadora. Las más modernas requieren un banco bien preparado, libre de grandes rocas e inclinaciones para operar segura y eficientemente. Cuando se permita a una perforadora operar en un banco que no ha sido bien preparado, se está comprometiendo el resultado de la voladura.

Figura 1. Ejemplo de la desviación en los barrenos, resultado de una pobre

limpieza. Los cuadrados negros representan el emboquillado de los barrenos en superficie y las líneas rojas la traza de cada barreno.

Como se puede ver en la figura, las trazas de los barrenos se apartan del diseño original, como consecuencia de una mala limpieza del banco de perforación. El perforador tuvo dificultades para mantener las orientaciones de los barrenos, el emboquillado y el ángulo, conforme todos ellos habían sido diseñados. Y el resultado: después de la voladura menor fragmentación y aparición de repiés.

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Por otra parte, es muy común ver errores en el ángulo y en la orientación del barreno debido al posicionamiento de la perforadora, aún cuando el banco haya sido bien preparado.

Es por tanto esencial que el perforador haya estudiado en detalle el diseño de la orientación y del ángulo de los barrenos. En la tabla 1, a continuación, se muestran algunos simples efectos de la variación en los ángulos de los barrenos.

Profundidad

(m)

Desviación de 5º de

vertical (m)

Desviación de 10º de

vertical (m)

10 0,87 1,76

15 1,30 2,64

20 1,75 3,53

Tabla 1. Desviación y profundidad del barreno

Como puede comprobarse, por cada 5º de variación en la inclinación de un barreno de 15 m de profundidad, se obtiene una longitud adicional de 1,3 m de sobre piedra en el fondo. Y en un banco de 20 m., por cada grado de desviación se desplaza el pie del barreno 0,36 m. Ello afectará, sin duda, a la fragmentación y al movimiento de la pila de escombro. Y de esta forma el diseño original se verá gravemente afectado. Un ejemplo muy claro de esto, ocurrido recientemente en una cantera del Norte de Australia. Una nueva perforadora dotada de inclinómetro electrónico perforó sobre una inclinación teórica de 10º, pero de hecho lo hizo a 17º, por una falla en el equipo. El resultado fue que se produjo un importante desplazamiento de rocas debido a que la piedra era insuficiente, que en este caso no tuvo efectos perjudiciales ni para las personas, ni para los equipos, pero que en otras circunstancias pudieron ser dramáticos.

Los responsables de las canteras no hicieron ninguna comprobación previa a la perforación y consiguientemente no detectaron el fallo. Los errores en el ángulo de los barrenos pueden estar debidos a que estos no se perforan con la orientación correcta. La figura 2 muestra una cantera donde el perforador ha orientado mal la perforación.

El pie de los barrenos varía hasta 2 m de la posición diseñada, la voladura no salió correctamente hacia delante y la carga de la pila de escombro fue muy deficiente. Este resultado es enteramente achacable a un defecto en la perforación, mientras que la conclusión inicial del cliente fue que el explosivo no había trabajado bien.

Figura 2. Ejemplos de desviación de los barrenos, debido a una orientación

defectuosa de la perforación. Los cuadrados negros representan los barrenos en superficie y las líneas rojas la traza de los barrenos.

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Un parámetro muy común es que una barrena de perforación puede ser variada hasta un 5%, y así, de 102 mm se puede pasar a 97 mm y de 89 mm hasta 84mm. La experiencia demuestra, sin embargo, que esos límites frecuentemente se sobrepasan si no hay en el lugar alguna instrucción que especifique lo contrario. Lo que se persigue es reducir la cantidad de explosivo. La reducción de un 5% de la barrena de perforación de 102 mm reduce la cantidad de explosivo en un 11%. Esto es demasiado y puede afectar al resultado de la voladura. Una variación del 3% es más realista y mejor a todos los efectos.

La desviación de los barrenos es un fenómeno muy conocido. Sin embargo, no está bien definido qué desviación es aceptable y qué métodos de control son más eficientes. Normalmente se utilizan tubos guía para asegurar que los barrenos no sufren desviación. Pero, debido a su coste, sólo suelen emplearse en la primera fila.

Adicionalmente los contratistas suelen cobrar por metro perforado y el uso de tubos guía puede ocasionarles un menor rendimiento.

Figura 3. Ejemplo de desviación de los barrenos. La línea roja representa el

trazado real. La línea negra de puntos representa la línea real de los pies de los barrenos que puede variar hasta un 60% con respecto al diseño.

No es usual comprobar la desviación de los barrenos de la última fila.

Sin embargo la figura 3 muestra los resultados tras haber comprobado la traza, lo que ocasiona una grave preocupación. Los resultados demuestran que las piedras y los espaciamientos varían, así como la línea de pies, si bien en este caso referidos a la última fila. La variación en algunos casos fue hasta de dos metros, lo que representa un 60 % en la piedra. Debe ser recordado que esta fila a la que nos referimos es, de hecho, la cara libre de la siguiente voladura

Servicios Técnicos

El perfil por láser y el bore-tracking son comúnmente usados en las canteras y proveen una herramienta para medir la desviación de los barrenos que, dependiendo de su magnitud, puede afectar de forma sustancial a los resultados de la voladura. Y en ocasiones esos barrenos deberían ser reperforados o bien cambiados los criterios de carga del explosivo. Y esta situación es más posible de lo que parece con las modernas perforadoras.

El papel de los servicios técnicos en las canteras no debería ser subestimado, para conseguir que los diseños de las voladuras alcancen los resultados previstos. Muchos de los accidentes ocurridos y de los resultados obtenidos en la industria podían haberse evitado si se hubiera hecho un buen uso de los servicios técnicos.

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Todo lo que ocurre en una voladura necesita ser investigado para asegurar las verdaderas razones que lo ocasionaron.

Desgraciadamente la información necesaria no suele estar disponible a no ser que no se realice el perfil por láser y el bore-tracking, junto con el análisis de las secuencias de disparo y el proceso de carga del explosivo.

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BIBLIOGRAFÍA

− JKMRC: Open Pit Blast Design handbook.

− ASP Blastronics : Control de fragmentación, capacitación,

curso de EXSA

Octubre 2005

− Calvin Conya : Blast Design Handbook.

− Manuel Bustillos : Manual de diseño de minas a cielo abierto,

segunda edición

− Carlos Scherpenisse: Evaluación de Daño en las paredes,

seminario EXSA octubre 2006

− Nestor Zegarra/Italo Farje : Medición de VOD en bancos de

10m

− EXSA S.A. : Cálculo Balance de Oxígeno en

ANFO’s Pesados documentación interna de la empresa

octubre 2006.

− Michael Montoya : Cometarios sobre el uso de emulsiones en

Anfos pesado, información interna de EXSA, octubre 2006

− Lopez Jimeno: Perforación y Voladura 1995

− B.A. Kennedy : Surface mining; segunda edición

William Hustrualid : Blasting principle for open pit mining

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INDICE

CAPITULO 1

1. CRITERIOS EN LA SELECCIÓN DE ACEROS DE PERFORACIÓN

1.1. OBJETIVO

1.2. MARCO TEÓRICO

1.2.1. Impacto de los retardos operacionales en un periodo de 24 horas

1.2.2. Distribución de los retardos operacionales

1.2.3. Factores y equipo de Perforación

CAPITULO 2

2. CRITERIOS PARA DETERMINAR LOS PARÁMETROS DE PERFORACIÓN.

2.1. OBJETIVOS

2.2 CARACTERIZACIÓN DE LA ROCA PARA EL PROPÓSITO DE VOLADURA

2.2.1 Propiedades de las rocas

2.2.2 Caracterización del macizo Rocoso

2.2.3 Índice de cálida del macizo rocoso ( RQD)

2.2.4 Índice de la roca a la voladura (Blastibility)

2.2.5 Modelo de Kuznetzov Rambler

2.2.6 Exponente de uniformidad de Rosin – Rambler

2.2.7 Modelo Kuz – Ram ajustando al exponente n

2.2.8 Modelo Kuz – Ram, para un banco de 15m

2.2.9 Resultados obtenidos en Campo

CAPITULO 3

3. CRITERIOS DE SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS (Arenisca Silicificada)

3.1 OBJETIVO

3.2 FUNDAMENTO TEÓRICO

3.2.1 Características de la roca

3.2.2 Tipo de Roca

3.2.3 Rocas Volcánicas

3.2.4 Brecha Volcánica

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3.2.5 Tobas Volcánicas

3.2.6 Problemas De Entorno

3.2.7 Elección De Explosivo En Función A Ser VOD

CAPITULO 4

4. TERMOQUÍMICA DEL ANFO

4.1 OBJETIVO

4.2 CALOR DE EXPLOSIÓN

4.3 BALANCE DE OXIGENO

4.4 ANFO PESADO

4.4.1 Emulsiones a Granel

4.5 BALANCE DE OXIGENO DE LO ANFO PESADOS

4.6 BALANCE DE OXIGENO PARA DIFERENTES MEZCLAS

CAPITULO 5

5. PLANIFICACIÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

5.1. OBJETIVOS

5.2. PLAN DE PERFORACIÓN

5.3. CRITERIOS DE PERFORACIÓN

5.4. TONELAJES NECESARIOS A VOLAR

5.5. ESTADÍSTICA DE PERFORACIÓN

5.6. COSTOS INVOLUCRADOS EN LA PERFORACIÓN

5.7. PLAN DE VOLADURA

5.8. CONSUMO DE EXPLOSIVOS COSTO TOTAL POR TONELADA

CAPITULO 6

6. TIPOS DE ROCA

6.1 ROCAS SEDIMENTARIAS

6.1.1 Sedimentaria Clásicas

6.1.2 Sedimentarias Químicas

6.1.3 Sedimentarias Orgánicas

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6.2 ROCAS METAMÓRFICAS

6.2.1 Tipo De Metamorfismos

6.3 CLASIFICACIÓN DE ROCAS METAMÓRFICAS

6.3.1 Rocas Foliadas

6.3.2 Rocas No Foliadas

CAPITULO 7

7. CONCEPTOS BÁSICOS SOBRE VOLADURAS

7.1 EXPLOSIVOS Y SUS PROPIEDADES

7.1.1 Reseña Histórica

7.1.2 Propiedades De Explosivos

7.2 TIPOS DE EXPLOSIVOS

7.3 AGENTES EXPLOSIVOS

7.3.1 Agentes Explosivos Secos

7.3.2 Lechadas Explosivas

7.4 TÉCNICAS BÁSICAS UTILIZADAS EN VOLADURAS

7.5 PATRONES DE VOLADURAS

7.6 PATRONES DE RETARDO

7.7 EXPLOSIVOS Y TÉCNICAS Y SU RELACIÓN CON LAS VIBRACIONES

7.8 REDUCCIÓN DE NIVELES DE VIBRACIÓN

CAPITULO 8

8. VOLADURAS ESPECIALES

8.1 VOLADURAS ESPECIALES

8.2 PRESCRIPCIONES RELATIVAS

8.2.1 grandes voladuras

8.2.2 voladuras bajo agua

8.2.3 demoliciones

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8.3 CONTROL DE VIBRACIONES

8.3.1 proximidad a líneas eléctricas

8.3.2 proximidad de radiofrecuencia

8.4 ACCESORIOS PARA VOLADURAS

CAPITULO 9

9. LOS EXPLOSIVOS EN LA CONSTRUCCIÓN

9.1 VOLADURAS

9.1.1 Mecanismos de las Voladuras

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