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  • excelente manual nos da una idea general de como se basa todo el proceso de voladura
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  • Interesante página, podemos colaborar con nuestras especialidades de fabricación y diseño de SEÑALES DE SEGURIDAD REFLECTANTE Y NORMAL TERMOLAMINADA

    JORGE CASTILLO
    92172510
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  • Aqui lo pueden descargar gratis:
    http://exsa.net/wp-content/publicacion/manual-de-voladura.pdf
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  • Estoy también interesado en el manual. ¿Cómo puedo obtener una copia?
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  • Podrias liberar el manual para poder descargarlo, muchas gracias de antemano.
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    Manual de-voladura Manual de-voladura Document Transcript

    • 2
    • 3EXSA S.A. en sus 46 años de vida institucional viene proporcionandoa las industrias minera y de construcción civil, una completa gamade productos explosivos de reconocida calidad, fabricada en susplantas industriales de Lurín, Tacna y Trujillo con la más avanzadatecnología y bajo estrictas normas de seguridad. Asimismo, cuentacon accesorios de voladura para las diversas aplicaciones, lo cualpermite a EXSA S.A. ofrecer a sus clientes un paquete completo depara todo tipo de voladura; actividades complementadas con elservicio integral de voladura y el asesoramiento permanente depersonal t0cnico especializado.La preservación del medio ambiente es una de las principalesmetas y preocupaciones de EXSA S.A. por lo que vienedesarrollando un sistema de gestión ambiental basado en la normaISO 14 000, lo cual ratifica su compromiso con el respeto delenterno.Como el empleo de explosivos requiere técnicas especializadaspara cada condición de trabajo y tipo de roca, es necesario contarcon personal idóneo, responsable y bien preparado parautilizarlos. Es en este aspecto que EXSA S.A. colabora decididamentecon los usuarios mediante capacitación a sus operadores, en lamina u obra y en sus Centros Tecnológicos de Voladura EXSA,ubicados en las ciudades de Lima, Arequipa y Trujillo.Esta cuarta edición del Manual de Voladura EXSA comprendeprincipios fundamentales de voladura y técnicas de aplicación deuso general, a fin de que sirva como guía para los operadores, ypuedan aplicar los procedimientos más adecuados y seguros parael trabajo que realizan, poniendo énfasis en la optimización decostos.Como toda guía, el propio usuario deberá ajustar valores y criteriosa su propia realidad, para un mejor resultado.Por otro lado, EXSA S.A. no puede asumir responsabilidad por eluso inadecuado de sus productos ni por la informaciónproporcionada en este manual, ya que cada caso de voladura esespecífico y requiere un diseño y método de ejecución adecuados,siempre dentro de las normas de seguridad.PRESENTACIÓN
    • 4
    • 5CAPÍTULO 1Explosivosa) Generalidadesb) Mecánica de roturaCAPÍTULO 2Clasificación de los explosivosCAPÍTULO 3Características y propiedades de los explosivosCAPÍTULO 4Rocasa) Clasificación (Resumen)b) Característicasc) Propiedades mecánicasCAPÍTULO 5Geología y sus efectos en voladuraCAPÍTULO 6Perforacióna) GeneralidadesCAPÍTULO 7Cebado o primado de explosivosa) Carga de taladros en superficie y subsuelob) Carguío mecanizado en superficieCAPÍTULO 8Métodos de iniciacióna) Iniciación con mecha de seguridadb) Iniciación con cordón detonantec) Iniciación con sistema eléctrico (convencionaly secuencial)d) Iniciación con detonadores no eléctricos de retardoe) Comentarios prácticos sobre los sistemas iniciadoresCAPÍTULO 9Voladura de rocasa) Voladura de bancos en superficie. Fundamentosb) Voladura convencional, método práctico, canteras y tajos.c) Trazos y salidasd) Voladura de cráter. Generalidadese) Voladura de gran proyección: Cast Blasting.Generalidades7697789109159pág.233353INDICE
    • 6f) Voladura de subsuelo. Fundamentosg) Túneles, galerías, chimeneas y piques. Diseño básicoh) Métodos de minado subterráneo. Generalidadesi) Voladura con taladros largos. Generalidadesj) Voladuras especiales: Voladura de tapónCAPÍTULO 10Rotura secundariaa) Voladura secundaria. Plastas y cachorrosb) Cargas conformadasCAPÍTULO 11Voladura controlada y amortiguadaa) Voladura controlada en superficieb) Voladura controlada en trabajos subterráneosc) Voladura amortiguada: Air Deckd) Voladuras controladas especiales: EscollerasCAPÍTULO 12Voladuras en obras vialesa) Cortes a media ladera y trincherasb) Voladura de gran volumen por gravedadCAPÍTULO 13Voladuras en agricultura y habilitación de suelosa) Irrigaciones, zanjas y canalesb) Explotación forestal y aurífera. Eliminación de toconesc) Hoyos para postes, pilotaje y plantonesCAPÍTULO 14Voladura bajo recubrimiento y voladura bajo aguaa) Voladura de material detrítico. Desbrocesb) Voladura bajo aguaCAPÍTULO 15Explosivos en la industria petroleraa) Prospección sismográfica. Métodosb) Explosivos para sísmica y usos especialesc) Excavación de zanjas para oleoductosCAPÍTULO 16Seguridad en el uso de explosivos en voladuraa) Normas y aspectos generalesb) Transporte de explosivosc) Riesgos en aplicación de explosivos. Tiros falladosd) Destrucción de explosivose) Gases y polvof) Proyección de rocasg) Vibraciones en voladura223239265281301315337
    • 7CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO1O1O1O1O1
    • 8
    • 9os materiales explosivos son compuestos o mezclasde sustancias en estado sólido, líquido o gaseoso, quepor medio de reacciones químicas de óxido-reducción,son capaces de transformarse en un tiempo muy breve,del orden de una fracción de microsegundo, enproductos gaseosos y condensados, cuyo volumeninicial se convierte en una masa gaseosa que llega aalcanzar muy altas temperaturas y en consecuencia muyelevadas presiones.Así, los explosivos comerciales son una mezcla desustancias, combustibles y oxidantes, que incentivadasdebidamente, dan lugar a una reacción exotérmica muyrápida, que genera una serie de productos gaseosos aalta temperatura y presión, químicamente más estables,y que ocupan un mayor volumen, aproximadamente1 000 a 10 000 veces mayor que el volumen original delespacio donde se alojó el explosivo.Estos fenómenos son aprovechados para realizartrabajo mecánico aplicado para el rompimiento demateriales pétreos, en lo que constituye la “técnica devoladura de rocas”.Los explosivos constituyen una herramienta básica parala explotación minera y para obras de ingeniería civil.Los procesos de reacción según su carácter físico-químico y el tiempo en que se realizan se catalogancomo:A. CombustiónPuede definirse como tal a toda reacción química capazde desprender calor pudiendo o no, ser percibida pornuestros sentidos, y que presenta un tiempo de reacciónbastante lento.B. DeflagraciónEs un proceso exotérmico en el que la transmisión de lareacción de descomposición se basa principalmente enla conductividad térmica. Es un fenómeno superficial enel que el frente de deflagración se propaga por elexplosivo en capas paralelas, a una velocidad baja, quegeneralmente no supera los 1 000 m/s.La deflagración es sinónimo de una combustión rápida.Los explosivos más lentos al ser activados dan lugar auna deflagración en la que las reacciones se propaganpor conducción térmica y radiación.C. DetonaciónEs un proceso físico-químico caracterizado por su granvelocidad de reacción y por la formación de grancantidad de productos gaseosos a elevada temperatura,que adquieren una gran fuerza expansiva (que setraduce en presión sobre el área circundante).En los explosivos detonantes la velocidad de las primerasmoléculas gasificadas es tan grande que no ceden su calorpor conductividad a la zona inalterada de la carga, sinoquelostransmitenporchoque,deformándolayproduciendocalentamiento y explosión adiabática con generación denuevos gases. El proceso se repite con un movimientoondulatorio que afecta a toda la masa explosiva y que sedenomina “onda de choque”, la que se desplaza avelocidadesentre1500 a 7000m/ssegúnlacomposicióndel explosivo y sus condiciones de iniciación.Un carácter determinante de la onda de choque en ladetonación es que una vez que alcanza su nivel deequilibrio (temperatura, velocidad y presión) este semantiene durante todo el proceso, por lo que se diceque es autosostenida, mientras que la onda deflagrantetiende a amortiguarse hasta prácticamente extinguirse,de acuerdo al factor tiempo/distancia a recorrer.Tanto en la deflagración como en la detonación laturbulencia de los productos gaseosos da lugar a laformación de la onda de choque. La región de esta ondadonde la presión se eleva rápidamente se llama “frentede choque”. En este frente ocurren las reaccionesquímicas que transforman progresivamente a la materiaexplosiva en sus productos finales. Por detrás del frentede choque, que avanza a lo largo de la masa deexplosivo, se forma una zona de reacción, que en suúltimo tramo queda limitada por un plano ideal, quese denomina “Plano de Chapman-Jouguet (CJ)”, en elcual la reacción alcanza su nivel de equilibrio en cuantoa velocidad, temperatura, presión de gases, composicióny densidad, lo que se conoce como condiciones delestado de detonación. En el plano “CJ” los gases seencuentran en estado de hipercompresión.La zona de reacción en los altos explosivos es muyestrecha, sólo de algunos milímetros en los másviolentos como TNT y dinamita gelatinosa y, por elcontrario, es de mayor amplitud en los explosivos lentoso deflagrantes como el ANFO.Otra diferencia es que en el caso de una combustión odeflagración, los productos de la reacción de óxido-reducción se mueven en el sentido contrario al sentidode avance de la combustión, mientras que en el casode una detonación, los productos se desplazan en elmismo sentido de avance de la detonación. Esto seevidencia por medio de la ecuación fundamentalconocida como la “Condición de Chapman-Jouguet”:VOD = S + Wdonde:VOD : velocidad de detonación.S : velocidad de sonido.W : velocidad de partículas (productos).EXPLOSIVOSCAPITULO 1EXPLOSIVOSL
    • 10mientras que la detonación es de carácter supersónico,pues las ondas de compresión se propagan a velocidadmayor que la del sonido con respecto al medio gaseosoresultante.En ambos casos la turbulencia de los productosgaseosos dará lugar a la formación de la “onda dechoque” y la región de esta onda donde la presiónaumenta rápidamente se denomina “frente de choque”,que es precisa-mente donde transcurren las reaccionesfísico-químicas que transforman progresivamente a lamateria explosiva en sus productos finales.En general, respecto a la velocidad, los explosivos sonconsiderados como:a. Deflagrantes: cuando la velocidad está por debajode los 1 000 m/s.b. Detonantes de bajo régimen: de 1 000 a 1 800m/s (transición entre deflagración y detonación).c. Detonantes de régimen normal; con velocidadesentre 1 800 y 5 000 m/s (categoría a la quepertenecen casi todos los explosivos de usoindustrial).d. Detonantes de alto régimen: cuando la velocidadestá por encima de los 5 000 m/s (es el caso delos altos explosivos de uso militar).Desde el punto de vista de aplicación en la voladurade rocas, la reacción de detonación se traduce en unfuerte efecto de impacto triturador, mientras que enuna deflagración este efecto es muy limitado.Donde se deduce que cuando W tiene un valor negativo,es decir cuando las partículas se mueven en el sentidocontrario al avance de la reacción de óxido-reducción,se tendrá que VOD < S, lo que significa que la velocidadde avance de la reacción es menor que la velocidad delsonido. En este caso se tiene un fenómeno de simplecombustión o deflagración subsónica.En resumen, deflagración y detonación son fenómenosde óxido-reducción, siendo la deflagración de caráctersubsónico, pues las ondas de compresión o dilataciónde baja densidad se propagan con una velocidadmenor o igual que la del sonido dentro de los gasesresultantes como producto de la combustión rápida,CAPÍTULO 1
    • 11EXPLOSIÓNLa explosión, por su parte, es un fenómeno denaturaleza física, resultado de una liberación de energíatan rápida que se considera instantánea. La explosiónes un efecto y no una causa.En la práctica se consideran varios tipos de explosiónque se definen con base en su origen, a la proporciónde energía liberada y al hecho que desencadenanfuerzas capaces de causar daños materiales:A. Explosión por descomposición muy rápidaLa liberación instantánea de energía generada por unadescomposición muy rápida de materias inestablesrequiere una materia inestable (explosivo) y unprocedimiento de detonación.B. Explosión por oxidación muy rápida del aireLa liberación de energía generada por oxidación muyrápida de un vapor, gas o polvo inflamable (gasolina,grisú en las minas de carbón).C. Explosión nuclearEste tipo implica la liberación instantánea de energíacreada por fusión nuclear, tal como su-cede en unabomba de hidrógeno o por fisión nuclear, tal comosucede en la bomba atómica (uranio).D. Explosión por exceso de presiónEste tipo de explosión es el resultado de la liberacióninstantánea de la energía generada por un exceso depresión en recipientes, calderos o envases y puededeberse a diversos factores como calentamiento, malfuncionamiento de válvulas u otros motivos.E. Ignición espontáneaLa ignición espontánea puede producirse cuando tienelugar un proceso de oxidación lento de la materia sinuna fuente externa de calor; comienza lentamentepero va haciéndose más rápido hasta que el productose inflama por sí solo (carbón mineral acumulado,nitrato de amonio apilado sin ventilación).Para el caso de los explosivos, a consecuencia de lafase de detonación y más allá del plano CJ, ocurriráuna descompresión y baja de temperatura de losgases hasta que alcancen una condición de densidady presión que se conoce como “condiciones delestado de explosión”.TERMOQUÍMICA DE LOS EXPLOSIVOSSe refiere a los cambios de energía interna,principalmente en forma de calor.La energía almacenada en un explosivo se encuentraen forma de energía potencial, latente o estática.La energía potencial liberada a través del pro-ceso dedetonación se transforma en energía cinética omecánica.La “Ley de Conservación de la Energía” establece queen cualquier sistema aislado la cantidad de energía esconstante, aunque la forma puede cambiar, así:Energía potencial + Energía cinética = cte.Pero no toda la energía suministrada por un explosivose transforma en trabajo útil, ya que tienen lugaralgunas pérdidas, como vemos en el siguiente cuadro.CAPÍTULO 1
    • 12En donde se considera la relación constanteW = (VOD/4), pero en realidad, el divisor consideradoconstante fluctúa entre 3,4 y 5,8 con valores frecuentesentre 4,2 y 4,5 lo que debe tenerse presente.Esta fórmula, muy cercana al valor teórico, seaprovecha para cálculos prácticos con datos de fácilalcance, principalmente para explosivos de medianao alta densidad.Ejemplos:- Para dinamita, con ρe= 1,3 g/cm3yVOD = 4 500 m/s:PD = 1,3 x (4 500)2x 10-5= 66 kbar4- Para ANFO 94/6, con ρe= 0,9 g/cm3yVOD = 2 800 m/s:PD = 0,9 x (2 800)2x 10-5= 18 kbar4Nota: Esta fórmula (2) en unidades del SistemaInternacional sería:PD = ρex (VOD)2x 10-34En la que PD se expresa en Megapascales (MPa).b. Presión de explosiónEs la presión de los gases producidos por la detonación,cuando estos todavía ocupan el volumen inicial delexplosivo antes de cualquier expansión. Nuevamentedentro de una primera aproximación muy aceptada,se puede considerar que la presión de explosión esigual al 50 % de la presión de detonación.Entonces, para la dinamita antes considerada:PE = 0,5 PDPE = 0,5 x 66 = 33 kbarDicho de otro modo, “la presión termo-química” opresión máxima disponible para trabajo (PE) equivalea la mitad de la presión de detonación (PD), o sea:PE = ρex (VOD)2x 10-58Como ejemplo de referencia tenemos los siguientesrangos límites de presión de explosión:ANFO Nitroglicerina30 kbar límites 120 kbarLos explosivos comerciales deben proporcionarsuficiente energía remanente después de la detonacióncomo para poder fracturar la roca, desmenuzarla,desplazar los fragmentos y apilarlos adecuadamente.Los parámetros termoquímicos más importantes de unproceso de reacción son: presión, calor de explosión,balance de oxígeno, volumen de gases, temperaturasde explosión y energía disponible que en forma simplese definen como:A. PresiónEfecto de la acción expansiva de los gases calientes deuna explosión.a. Presión de detonaciónEs la presión que existe en el plano “CJ” detrás delfrente de detonación, en el recorrido de la onda dedetonación. Es función de la densidad y del cuadradode velocidad y su valor se expresa en kilobares (kbar)o en megapascales (MPa). Así, en los explosivoscomerciales varía entre 500 y 1 500 MPa.Es un indicador significativo de la capacidad defragmentación que posee un explosivo.Existen varias formas para estimarla por cálculo ypruebas físicas complicadas como la del acuario paradeterminarla bajo agua, pero dentro de la teoríahidrodinámica se muestra que su valor prácticoexpresado en kilobares es:PD = ρex VOD x W x 10-5donde:PD : presión de detonación, en kbar.ρe: densidad del explosivo, en g/cm3.VOD : velocidad de detonación, en m/s.W : velocidad de partícula (productos), en m/s.10-5: factor de conversión.Teniendo en consideración que el plano “CJ” se mueve amuy alta velocidad, mientras que la del movimiento de losproductos de explosión (W) sólo alcanza un valor de 0,25VOD, se tiene como valor experimental medio que:W = 0,25 VOD, o sea W ≅ VOD4Entonces, reemplazando en (1) tendremos la fórmulapráctica siguiente:PD = ρex (VOD)2x 10-5; o también4PD = ρex (VOD)2x 10-5(2)4CAPITULO 1
    • 13c. Presión de taladro o de trabajoEs la presión que ejercen los gases sobre las paredesde taladro antes de iniciarse la deformación de la roca.Depende de la densidad de carguío y se define comosigue: en el caso de un taladro total y perfectamentellenada, la presión de taladro es teóricamente igual ala presión de explosión. En realidad será algo inferior,ya que la presión de explosión presupone un fenómenoinstantáneo, cuando realmente la transformación delexplosivo en gas se produce en aproximadamente unmilisegundo o menos. De esta demora resulta unaligera pérdida de presión, tal como lo demuestran lasconocidas curvas presión versus tiempo.Para gran número de explosivos se ha constatado quela presión de taladro obedece aproximadamente a lasiguiente ecuación:PT = PE x dc2,5donde:dc : densidad de carguío.Así, con el anterior ejemplo de la dinamita, condensidades de carguío de 0,8 y 0,9 g/cm3y conpresión de explosión de 33 kbar, tendremos:PT = 33 x (0,9)2,5= 25 kbarPT = 33 x (0,8)2,5= 19 kbarLa fórmula pierde validez para densidad de carguíodemasiado baja.La presión de explosión decae rápidamente hastaalcanzar lo que se denomina “presión de taladro”, laque igualmente disminuye con la expansión de lasparedes del taladro hasta alcanzar el valor de 1 atm(101,325 kPa) al ponerse en contacto con el aire libre,acorde a una curva como la siguiente:La presión de taladro en términos generales equivaleentre el 30 y 70 % de la presión de detonación.La densidad de carguío (dc) nos da la medida del gradode llenado. Cuando es perfecto sin dejar el menorespacio desocupado tenemos por definición unadensidad de carguío igual a uno.En general, cuando un taladro se llena el 100% de suespacio con explosivo, la densidad de carguío es de100/100 = 1.Por ejemplo: al 92 % de espacio ocupado por explosivotenemos 92/100.dc = 0,92Nota: Para fines prácticos la presión de detonación secalcula con cartuchos de 30 mm de diámetro, segúnla fórmula aproximada:PD = 0,25 x ρex VOD2donde:ρe: densidad del explosivo.VOD : velocidad de detonación, con 30 mmde diámetro.La presión en el taladro es de 100 mil a 200 milatmósferas.B. Calor de explosiónEs el calor generado y liberado por el proceso dereacción de un explosivo al ser activado.Cuando se produce una explosión a presión constanteejerciendo únicamente un trabajo de expansión ocompresión, “la Primera Ley de la Termodinámica”establece que:Qc = Δ((Uc + (P x V))donde:Qc : calor liberado por la explosión.Uc : energía interna del explosivo.P : presión.V : volumen.Como (Uc + PV) se refiere al calor contenido o entalpíaHp, entonces puede escribirse:Qc = - Δ HpAsí el calor de explosión a presión constante es igualal cambio de entalpía y puede estimarseestableciéndose el balance térmico de la reacción,CAPITULO 1
    • 14Estocomo valorpráctico,peroparareferenciasmásexactasse tendrá en cuenta que el calor a presión constante notiene interés técnico, pues el proceso de detonación tienelugar a volumen constante. Para calcular este último esnecesario incrementar el calor a presión constante con elconsumido en la expansión adibática.Qmv = Qe + 0,58 x Npgdonde:Npg : número de moles de productosgaseosos.Y si en vez de calor desprendido por mol se requiere elcorrespondiente a un kilogramo de explosivo se tendrá:Qkv = Qmv x 1 000PMAsí, en el ejemplo anterior resultará:Qmv = 229,8 + 11 x 0,58 = 236,18 kcal/molóQkv = 236,18 x 1 000 = 928,74 kcal/kg254,3Notas:- No se requiere calor para formación de elementospuros como, N, C, H, o Al, por lo que tienen valor cero.- Si se libera calor durante la reacción se dice quese tiene calor de formación negativo (exotérmica);si se tiene que adicionar calor para producir lareacción se dice que la composición tiene calor deformación positivo (endotérmica).Qe : calor total de explosión liberado.Qp : calor total de formación de los productoscomponentes.Qr : calor total de formación de los productosfinales resultantes.Por ejemplo, para el caso del más simple agente devoladura, el ANFO convencional 94/6, podemoscalcular su calor de explosión utilizando los calores deformación (kcal/mol) y pesos moleculares de suscomponentes, que se obtienen de tablas de manualesde física y química, como:El balance de reacción del ANFO es:3NH4NO3+ 1CH2CO2+ 7H2O + 3N2(explosivo) (productos de reacción)Sustituyendo los valores del cuadro tenemos para elexplosivo (Qp):3(- 87,3) + (- 7) = - 268,9 kcalPara los productos de reacción (Qr):(- 94,1) + 7(- 57,8) + 3(0) = - 498,7kcalLuego Qp - Qr = Qe; calor de explosión, que es:- 498,7 kcal - (- 286,9 kcal) = - 229,8 kcalEl peso molecular (PM) del explosivo según los valoresde tabla es:PM = 3(80,1 g) + 1(14 g) = 254,3 gEl calor de explosión obtenido se divide entre el númerode gramos de la mezcla para normalizar la reacción aun gramo o unidad base de peso.Como usualmente se emplea el kilogramo comounidad, al multiplicar el resultado por 1 000 g/kgresulta:QKp = 229,8 kcal x 1 000 g/kg = 903,7 kcal/kg254,3 gmultiplicando los calores de formación de los productosfinales por el número de moles que se forma de cadauno, sumándolos para restar a continuación el calorde formación del explosivo.Hp(explosivo) = Hp(productos) - Hp(explosivo)O también dicho de otro modo:Qe = Qp – Qrdonde:CAPÍTULO 1Producto Calor de Formación Peso molecular(kcal/mol) (g)Nitrato de amonio NH4NO3-87,3 80,1Petróleo diesel 2 CH2-7,0 14,0Dióxido de carbono CO2-94,1 44,0Agua H20 -57,8 18,0Nitrógeno N 0,0 14,0
    • 15C. Volúmen de explosiónEs el volumen que ocupan los gases producidos porun kilogramo de explosivo en condiciones normales.El volumen o mol de la molécula-gramo de cualquiergas, en condiciones normales es 22,4 litros.Para el caso de la nitroglicerina, como ejemplo se tiene:4C3H53(NO3) 12CO2+ 10H2O + 6N2+ O2(1) (2) (3) (4)La explosión de 1 mol de nitroglicerina genera:(12 + 10 + 6 + 1 = 29)29/4 = 7,25 g-mol de productos gaseosos a 0°C y apresión atmosférica, por lo que el volumen de explosiónserá:7,25 g-mol x 22,4 litro/g-mol = 162,4 litrosA una temperatura mayor el volumen de gases aumentade acuerdo con la “Ley de Gay-Lussac”; así, para elcaso anterior, considerando un incremento de 15°C,se tendrá.162,4 x 283 = 168,35 litros273En la práctica, metales pulverizados como el aluminiose emplean para incrementar el calor de explosión,los que al elevar las temperaturas de reacción elevanla presión de gases.D. Balance de oxígenoCon excepción de la nitroglicerina y el nitrato deamonio, la mayoría de los explosivos son deficientesen oxigeno, pues no tienen suficiente para poderconvertir cada átomo de carbono e hidrógeno presentesen la molécula explosiva en dióxido de carbono y agua.Normalmente un explosivo no utiliza el oxígenoatmosférico durante el proceso de detonación, por locual el calor generado por la explosión de un productodeficiente en oxígeno es menor que el generado encondiciones de oxidación completa. Este parámetro seconsidera en el capítulo de propiedades de losexplosivos.E. Energía mínima disponibleEs la cantidad de trabajo que realizan los productosgaseosos de una explosión cuando la presiónpermanece constante a 1 atm.En su forma más simplificada, la ecuación diferenciadapara el trabajo de expansión (We) a presión (P)constante, es:We = P x (V2- V1)donde:We : trabajo de expansión.P : presión resistente (1 atm).V1: volumen de explosivo.V2: volumen de los gases de explosión.Como el volumen V1es despreciable frente al de losgases producidos, la cantidad de trabajo disponibleviene dada por:We = P x V2Para el caso del ejemplo anterior de la nitroglicerina,al sustituir en la ecuación tenemos:We = 1 atm x 168,35 litros = 168,35We = 1 x 168,35 x 10,23 = 1 722,21 kg x mEsta cantidad de trabajo se considera que es la mínimaenergía disponible.F. Temperatura de explosiónEs la temperatura a la que llega el proceso de reacciónexplosiva.En el caso de cada producto en particular, se expresaen grados centígrados (°C) o kcal/kg.Tiene importancia especial en el caso de minas de carbóncon ambiente elevado de grisú, donde una alta temperaturadeexplosiónpuedeinflamarlo.Lasaltastemperaturaspuedenserdisminuidasañadiendoalexplosivoproductosdepresoresde calor, como el cloruro de sodio.El cálculo de temperaturas se basa en la fórmula paratemperatura absoluta de cualquier combustión:Te = Qkv(mc x ce)donde:Qkv : calor total desprendido a volumen constante.mc : peso en kilogramos de cada uno de losproductos de la reacción.ce : calores específicos a la temperatura Te.Ejemplo de temperaturas de explosión:ANFO Nitroglicerina pura2 800 K (2 527°C) 4 700 K (4 427°C)donde °C = K – 273.CAPÍTULO 1
    • 16MECÁNICA DE ROTURA DE ROCASA. Proceso de fracturamientoLa fragmentación de rocas por voladura comprende ala acción de un explosivo y a la consecuente respuestade la masa de roca circundante, involucrando factoresde tiempo, energía termodinámica, ondas de presión,mecánica de rocas y otros, en un rápido y complejomecanismo de interacción.Este mecanismo aún no está plenamente definido,existiendo varias teorías que tratan de explicarlo entrelas que mencionamos a:- Teoría de reflexión (ondas de tensión reflejadasen una cara libre).- Teoría de expansión de gases.- Teoría de ruptura flexural (por expansión degases).- Teoría de torque (torsión) o de cizallamiento.- Teoría de craterización.- Teoría de energía de los frentes de onda decompresión y tensión.- Teoría de liberación súbita de cargas.- Teoría de nucleación de fracturas en fallas ydiscontinuidades.Estas teorías se basan en criterios sobre distribución deenergía, acción de fuerzas de compresión-tensión,reflexión de ondas de choque en la cara libre, efectosde corte y cizallamiento por movimiento torsional entretaladros, presión de gases súbitamente aplicados sobrela roca y liberación de cargas, ruptura de material rígidopor flexión, integración o nucleación de microfracturasen fisuras y fallas, colisión de fragmentos en el aire yotros, sustentados basándose en especulaciones,investigaciones en laboratorios especializados y camposde pruebas, modelos físicos y matemáticos, pruebasexperimentales y de producción controladas porfotografía de alta velocidad y monitoreo sísmico,pruebas con cargas subacuáticas y otros.CAPÍTULO 1
    • 17Algunas teorías se comprueban en ciertas condicionesde trabajo mientras que en otras condiciones noresponden, por lo que aún no se consideranconcluyentes.Una explicación sencilla, comúnmente aceptada, queresume varios de los conceptos considerados en estasteorías, estima que el proceso ocurre en varias etapaso fases que se desarrollan casi simultáneamente en untiempo extremadamente corto, de pocos milisegundos,durante el cual ocurre la completa detonación de unacarga confinada, comprendiendo desde el inicio de lafragmentación hasta el total desplazamiento delmaterial volado.Estas etapas son:a. Detonación del explosivo y generación de la ondade choque.b. Transferencia de la onda de choque a la masade la roca iniciando su agrietamiento.c. Generación y expansión de gases a alta presióny temperatura que provocan el fracturamiento ymovimiento de la roca.d. Desplazamiento de la masa de roca trituradapara formar la pila de escombros o detritos.B. Descripción del procesoInmediatamente después de la detonación, el efectode impacto de la onda de choque y de los gases enrápida expansión sobre la pared del taladro, setransfiere a la roca circundante, difundiéndose a travésde ella en forma de ondas o fuerzas de compresión,provocándole sólo deformación elástica, ya que lasrocas son muy resistentes a la compresión. Al llegarestas ondas a la cara libre en el frente de voladuracausan esfuerzos de tensión en la masa de roca, entrela cara libre y el taladro. Si la resistencia a tensión dela roca es excedida, ésta se rompe en el área de lalínea de menos resistencia (burden), en este caso lasondas reflejadas son ondas de tensión que retornan alpunto de origen creando fisuras y grietas de tensión apartir de los puntos y planos de debilidad naturalesexistentes, agrietándola profundamente (efecto decraquelación).Casi simultáneamente, el volumen de gases liberadosy en expansión penetra en las grietas inicialesampliándolas por acción de cuña y creando otrasnuevas, con lo que se produce la fragmentación efectivade la roca.Si la distancia entre el taladro y la cara libre estácorrectamente calculada la roca entre ambos puntoscederá, luego los gases remanentes desplazanrápidamente la masa de material triturado haciaadelante, hasta perder su fuerza por enfriamiento ypor aumento de volumen de la cavidad formada en laroca, momento en que los fragmentos o detritos caeny se acumulan para formar la pila de escombros.En esta etapa se produce fragmentación adicional porel impacto de los trozos de roca en el aire.La reacción del explosivo en el taladro es muy rápida ysu trabajo efectivo se considera completado cuando elvolumen de la masa se ha expandido a 10 veces elvolumen original lo que requiere aproximadamente 5a 10 milisegundos.Normalmente el trabajo de fragmentación es máseficiente en las rocas compactas y homogéneas queen las naturalmente muy fisuradas, ya que en ellas losgases tenderán a escapar por las fisuras disminuyendosu energía útil.Teóricamente la detonación tiene un efecto deexpansión esférica pero como normalmente losexplosivos se cargan en taladros o huecos cilíndricos,la detonación tiene expansión cilíndrica donde, comoconsecuencia de la dilatación del taladro en un entornorígido, se crea un proceso de “fisuramiento radial”,que da lugar a la formación de “planos de roturaverticales concordantes con el eje del taladro”.La rotura de rocas requiere condiciones fundamentalescomo:a. Confinamiento del explosivo en el taladroPara lograr el mejor acoplamiento con la pared interiorque permita transferir la onda de choque a la roca.Explosivo suelto, presencia de vacíos o desacoplamientodisminuyen enormemente este efecto.b. Cara libreEs indispensable para la formación y retorno de lasondas de tensión reflejadas que provocan lafragmentación. Si la cara libre es inadecuada lavoladura será deficiente y si no hay cara libre las ondasde compresión viajarán libremente sin reflejarse,difundiéndose a la distancia sólo como ondas sísmicas.c. Distancia del taladro a la cara libreTambién denominada línea de menor resistencia o“burden”. Debe ser adecuada para cada diámetro detaladro. Si es muy larga la reflexión de ondas serámínima, e incluso nula y la fragmentación se limitaráa la boca o collar del taladro como craterización.Si estas condiciones son adecuadas, el empuje de losgases sobre la masa de roca en trituración provocaráademás la formación de “planos de roturahorizontales”, a partir de la cara libre como resultadode los esfuerzos de tensión producidos cuando la rocallega a su límite de deformación elástica y a ladeformación convexa de la cara libre, donde se formangrietas de plegamiento, de las que nacen los planosde rotura horizontales mencionados. Este proceso sedenomina rotura “flexural”.CAPÍTULO 1
    • 18En el momento de la flexión de la cara libre se produceademás cierta proporción de rotura por descostre.El material triturado y proyectado se acumula formandola pila de escombros o detritos, que se extiende al piede la nueva cara libre, en una distancia mayor que ladel burden original, denominada desplazamiento ospelling, debiéndose considerar que el volumen delmaterial roto es mayor que el que termina in situ, loque se denomina “esponjamiento”. Este aspecto esimportante para calcular el volumen de roca atransportar con los equipos de acarreo y se estimabasándose en el “factor de esponjamiento” de losdiferentes tipos de rocas y a las dimensiones del corteefectuado con la voladura.d. Fisuramiento cilíndrico radialUna carga explosiva puntual (relación longitud/diámetro máximo: 6/1), es decir no mayor a 6 vecesel equivalente del diámetro del taladro, producegeneralmente una excavación en forma de copa o decráter de limitada profundidad, mientras que un taladroconvencional (largo mayor de 6 diámetros) tieneexpansión cilíndrica radial en toda su longitud.Teniendo en cuenta que la presión de gases en ladetonación va entre 9 kbar a 275 kbar alcanzandotemperaturas entre 1 600°C (de 3 000 a 7 000°F), suefecto sobre la roca circundante a partir del eje deltaladro produce teóricamente los siguientes grados dedestrucción:- A la distancia de un diámetro, pulverización.- A la distancia de 1 hasta 4 ó 5 diámetros, fisurascada vez más débiles y abiertas correspondientesa la zona de fisuramiento radial, acompañadasde fragmentación menuda y media a cada vezmás gruesa.- Más allá de los 55 diámetros es la zona dedeformación elástica, donde las vibraciones porimpacto se transforman en ondas sísmicas.- Esta distribución de grados de destrucción yalcance máximo del proceso de la detonación esimportante para calcular la distancia entre lostaladros de una voladura. Si es adecuada habrábuena fragmentación por interacción entre ellos;si es muy larga sólo producirá craterización en laboca, dejando fragmentos sobredimensionadosentre ellos, o lo que es peor, los taladros solamentesoplarán los gases sin producir roturaentre ellos.Si el cebo iniciador está ubicado al fondo del taladrocomo es usual, la expansión no será cilíndrica sino quetoma la forma de una gota, lo que complica lainterpretación y el graficado del proceso.Estos conceptos, de rotura de roca se aplican a todotipo de taladro en superficie y subsuelo. También debetenerse en cuenta las condiciones geológicascircundantes para inferir los resultados. Así por ejemplolas diaclasas o fisuras de otro tipo que sean paralelasal eje del taladro afectarán a la formación de las fisurasradiales interceptándolas; por otro lado las de tipotransversal permitirán la fuga de gases disminuyendola energía e incluso afectando a otros taladros cercanos.La interpretación gráfica del proceso de fragmentaciónse complica teniendo en cuenta la presencia de sistemasde fisuras principales y secundarios: paralelos,transversales y diagonales respecto al eje del taladro.CAPÍTULO 1
    • 19CAPÍTULO 1
    • 20CAPÍTULO 1
    • 21CAPÍTULO 1
    • 22
    • 23CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO2O2O2O2O2
    • 24
    • 25n términos generales los explosivos por su formade reacción se clasifican en: explosivos químicos yexplosivos nucleares.Los explosivos químicos actúan por procesos dereacción química de detonación producidos por efectode una onda de choque. Están mayormente vinculadosa compuestos nitrados y son los de aplicación comúnen minería y construcción civil.Los nucleares están vinculados a la desintegración demateriales como uranio 235 y plutonio, proceso quedesprende inmensas cantidades de energía. Su empleoactual es en el campo militar y de investigación.Aunque no se clasifican como explosivos, algunosproductos especiales actúan como una explosión físicasin detonación previa, producida por la súbitaexpansión de gases inertes licuados como el CO2(cardox) por aplicación de calor. Su empleo estálimitado a ambientes con alto nivel de grisú en las minasde carbón, o donde no se puede emplear explosivosconvencionales.LOS EXPLOSIVOS QUÍMICOSLos explosivos químicos se clasifican en dos grandesgrupos según la velocidad de su onda de choque ovelocidad de reacción.A. Explosivos rápidos o altos explosivos: de 2 500 a7 000 m/s.B. Explosivos lentos o deflagrantes: menos de 2 000m/sEn los explosivos de alta velocidad, usualmente tambiénllamados “detonantes” la onda de choque essupersónica o de alto régimen y autosostenida(constante) lo que garantiza la detonación completade toda su masa, con un fuerte efecto de impactotriturador o brisante.Los deflagrantes comprenden a las pólvoras,compuestos pirotécnicos y compuestos propulsores paraartillería y cohetería, casi sin ninguna aplicación en laminería o ingeniería civil por lo que no se tratarán eneste manual. Sólo cabe mencionar la pólvora de minausada artesanalmente y para el núcleo de la mechade seguridad. Su onda de choque es subsónica (menosde 2 000 m/s) por lo que no llegan al estado dedetonación siendo su explosión semejante a unacombustión violenta con muy limitado efecto triturador.También el ANFO deficientemente iniciado sólo llegaa deflagrar produciendo un efecto netamenteexpansivo.Los detonantes se dividen en primarios y secundarios,según su aplicación. Los primarios, por su alta energíay sensibilidad, se emplean como iniciadores paradetonar a los secundarios. Entre ellos podemosmencionar a los compuestos para detonadores yreforzadores (pentrita, azida de plomo, fulminatos, etc.).Los secundarios son los que efectúan el arranque yrotura de las rocas, son menos sensibles que losprimarios pero desarrollan mayor trabajo útil, por loque también se les denomina como “rompedores”.Comprenden dos grupos: de uso civil (industriales) yexplosivos de uso militar.Los militares son más brisantes, menos sensibles almaltrato, más caros y más estables ya que su vida útil(shelf life) pasa de 20 años, pero por su bajo volumende gases no tienen aplicación práctica en voladura derocas en minería.EXPLOSIVOS INDUSTRIALES ROMPEDORESPara uso en obras civiles y en minería, se dividen endos categorías:A. Altos explosivos, sensibles al fulminante Nº 8.Los altos explosivos sensibles comprenden a:a. Dinamitas.b. Explosivos permisibles o de seguridad paraminería de carbón.c. Explosivos hidrogel y emulsión sensibilizados.d. Explosivos especiales.B. Agentes de voladura, no sensibles al fulminante Nº 8.Los agentes de voladura no sensibles comprenden dosgrupos:a. Agentes de voladura acuosos (water gels) son:1. Hidrogeles o slurries.2. Emulsiones.3. Agentes mixtos (emulsión/ANFO o ANFOspesados).b. Agentes de voladura NCN granulares, secos.ANFO y similares.A. Altos explosivos sensibles al fulminante N°8a. DinamitasAltos explosivos mayormente compuestos por unelemento sensibilizador (nitroglicerina u otro ésterestabilizado con nitrocelulosa), combinada con aditivosportadores de oxígeno (nitratos) y combustibles noexplosivos (harina de madera) más algunos aditivospara corregir la higroscopicidad de los nitratos, todosen las proporciones adecuadas para mantener uncorrecto balance de oxígeno. En ellas todos suscomponentes trabajan contribuyendo energéticamenteen la reacción de detonación.CAPITULO 2CLASIFICACIÓN DE LOS EXPLOSIVOSE
    • 26En las dinamitas modernas también denominadasgelatinas explosivas por su consistencia plástica, de fáciluso y manipulación, el porcentaje de nitroglicerina-nitrocelulosa se estima entre 30 y 35% correspondiendoel resto a los oxidantes y demás aditivos. Con menoresporcentajes las dinamitas resultan menos plásticas ymenos resistentes al agua, denominándosesemigelatinas y pulverulentas.Aún se fabrica en pequeña escala y para casosespeciales la dinamita original de Nobel denominada“guhr dynamite” compuesta solamente de nitroglicerina(nitroglicerina 92% - nitrocelulosa 8%) y un elementoabsorbente inerte como la diatomita (kieselguhr) quetiene balance de oxígeno nulo, así también la “straightdynamite” en la que la nitroglicerina se encuentramezclada con compuestos activos pero no explosivos(dopes); también de muy escaso uso en la época actual.Las dinamitas con mayor contenido de nitroglicerina yaditivos proporcionan alto poder rompedor y buenaresistencia al agua, siendo típicamente“fragmentadoras” o “trituradoras”. En el otro extremoquedan las de menor contenido de nitroglicerina ymayor proporción de nitratos, por lo que tienen menorefecto brisante, pero mayor volumen y expansión degases mostrando mayor capacidad “empujadora ovolteadora”. Normalmente su capacidad de resistenciaal agua disminuye proporcionalmente al menorcontenido de nitroglicerina.Las principales ventajas de las dinamitas son:- Sensibles al fulminante Nº 6, 8 y otros iniciadorescomo el cordón detonante, directamente.- Potencias elevadas, gran efecto triturador.- Altas densidades, de 1,05 hasta 1,5 g/cm3.- Elevadas velocidades de detonación, entre 3 500y 6 000 m/s.- Gran resistencia al agua y estabilidad química.- Insustituible en casos de trabajo en condicionesde alta presión hidrostática, en condiciones dondeel efecto canal es muy crítico, donde se deseauna propagación de taladro a taladro porsimpatía, para trabajos en condiciones detemperaturas extremadamente bajas y otras másdonde los demás explosivos no garantizanrespuesta adecuada o eficiente.- Larga vida útil en almacenaje adecuado (shelf life:más de un año).- Muy raras fallas por insensibilidad a la iniciación.- Muy buena capacidad de transmisión de ladetonación (simpatía) para carguío espaciado.- Adaptables a casi toda condición de voladuraexistente y gran facilidad de carguío aun entaladros de condiciones difíciles como los de sobrecabeza.Desventajas:- Su sensibilidad a estímulos subsónicos con riesgode reacción al impacto o calor extremo y otros.- Cefalea transitoria al inhalar su aroma o vapores(por la acción vaso dilatadora de la nitroglicerina,aunque sin efectos tóxicos).Su empleo está preferentemente dirigido a pequeñosdiámetros de taladro, en subterráneo, túneles, minas,canteras y obras viales.Normalmente se comercializan en cartuchos de papelparafinado, con diámetros desde 22 mm (7/8”) hasta75 mm (3”) y longitudes de 180 mm (7”), 200 mm(8”) y 340 mm (12”), embalados en cajas de cartón de25 kg.Convencionalmente, de acuerdo al contenido denitroglicerina en proporción a la mezcla inicial noexplosiva y a aspectos de aplicación, las dinamitas seclasifican en:1. Gelatinas.2. Semigelatinas.3. Pulverulentas.4. Especiales.La producción de EXSA S.A., cubre estos cuatro grupos,comprendiendo a la fecha los siguientes productos:1. GelatinasGelatina Especial 75, Gelatina Especial 90, GelignitaGelatina Especial 75, Gelatina Especial 90, GelignitaGelatina Especial 75, Gelatina Especial 90, GelignitaGelatina Especial 75, Gelatina Especial 90, GelignitaGelatina Especial 75, Gelatina Especial 90, Gelignitay Gelatina ExplosivaGelatina ExplosivaGelatina ExplosivaGelatina ExplosivaGelatina Explosiva (con densidades de 1,3 a 1,5 g/cm3y velocidades de 5 000 a 6 500 m/s) deconsistencia plástica, elevado poder triturador pararocas duras y gran resistencia al agua para trabajossubacuáticos.2. SemigelatinasSemexsa 45, Semexsa 60, Semexsa 65 y Semexsa 80Semexsa 45, Semexsa 60, Semexsa 65 y Semexsa 80Semexsa 45, Semexsa 60, Semexsa 65 y Semexsa 80Semexsa 45, Semexsa 60, Semexsa 65 y Semexsa 80Semexsa 45, Semexsa 60, Semexsa 65 y Semexsa 80(con densidades de 1,08 a 1,2 g/cm3y velocidades de3 500 a 4 500 m/s), de consistencia granular opulverulenta, adecuada para rocas semiduras yhúmedas.3. PulverulentasExadit 45Exadit 45Exadit 45Exadit 45Exadit 45 y Exadit 65Exadit 65Exadit 65Exadit 65Exadit 65 con densidades de 1,02 y 1,05g/cm3y velocidades de 3 400 y 3 600 m/s), deconsistencia granular fina, adecuada para rocasfriables, blandas, en taladros secos.4. Dinamitas EspecialesExsacorteExsacorteExsacorteExsacorteExsacorte, ExsasplitExsasplitExsasplitExsasplitExsasplit para voladura controlada y GeoditGeoditGeoditGeoditGeoditpara sísmica.Las gelignitas y gelatinas tienen alta capacidad detrituración y resistencia al agua, empleándose en rocasduras y en condiciones difíciles. Las semigelatinas sonCAPÍTULO 2
    • 27ampliamente usadas en rocas de condicionesintermedias; las pulverulentas en rocas relativamentesuaves y secas; y las especiales en trabajosdeterminados como el precorte y en exploración paraprospección sismográfica de hidrocarburos.La textura de las dinamitas varía según su tipo; lasgelatinas son homogéneas, de grano fino,relativamente ligosas al tacto, plásticas y moldeables.Las semigelatinas y más aún las pulverulentas sonmenos homogéneas en su granulometría, menosplásticas, incluso al tacto se desgranan, no se adhierena la mano como las gelatinas. Todas son susceptiblesa la humedad ambiental, por lo que en almacenaje sedeben mantener en sus bolsas plásticas selladas.b. Explosivos permisibles o de seguridad paraminería de carbónEspecialmente preparados para uso de minas decarbón con ambiente inflamable, su principalcaracterística es la baja temperatura de explosión, laque se obtiene con la adición de componentes o aditivosinhibidores de llama, como algunos cloruros.En los de “seguridad reforzada o de intercambio iónico”se consigue rebajar la temperatura de explosión coningredientes que al reaccionar en el momento de ladetonación forman el inhibidor, con mayor poderrefrigerante.Por el tipo de carbón antracítico predominante en lasminas del Perú y por su relativa superficialidad, no sereporta significativa presencia de grisú o de polvosinflamables, como ocurre por ejemplo en Europa,Sudáfrica, India y Norteamérica, donde es forzado yobligatorio el empleo de explosivos permisibles.c. Explosivos acuosos1. Explosivos hidrogel (sensibles al fulminante)Los hidrogeles están constituidos por una fase continua,que es una solución acuosa de sales oxidantes saturadaa temperatura ambiente y gelificada por gomashidrosolubles; y por una fase dispersa de partículassólidas, gotitas líquidas, o ambas. En el caso de unlíquido disperso, la composición pertenecesimultáneamente al grupo de las emulsiones de tipo“aceite en agua”.Cuando contienen una materia explosiva disuelta enagua, como el nitrato, de monometilamina omononitrato de etileno glicol, son calificados como“explosivo hidrogel”, sensible al fulminante (como ladinamita pero sin nitroglicerina-nitrocelulosa). Sutiempo de vida útil (shelf life) es menor que el de lasdinamitas por su natural tendencia a la separación defases o del incremento de su densidad por migraciónde sus burbujas de gas.Estos explosivos son de textura fina, glutinosa y muyresistentes al agua. Por lo general se presentan encartuchos de polietileno de pequeño a medianodiámetro. Se emplean en forma similar que lasdinamitas, aunque con algunas dificultades para elcarguío en taladros sobre cabeza. En esta línea produceEXSA el LLLLLurigel 600urigel 600urigel 600urigel 600urigel 600 y LLLLLurigel 800urigel 800urigel 800urigel 800urigel 800 en cartuchos deplástico o de papel parafinado, con diámetros de 25mm o más.Tienen alta velocidad de detonación (3 600 a 5 200m/s) y brisance, pero su simpatía es más susceptible afallas por causas externas que las de las dinamitas.Una limitación común a todos los hidrogeles es sudensidad de cartucho, que no debe ser mayor de 1,25g/cm3; de lo contrario pueden perder su capacidad dedetonar, lo que se debe tener en cuenta para no atacarlos cartuchos excesivamente para confinarlos en eltaladro.2. Emulsiones explosivas (sensibles al fulminante)Las emulsiones explosivas son de tipo inversado “aguaen aceite”, componiéndose de dos fases líquidas, unacontinua, básicamente constituida por una mezcla dehidrocarburos y otra dispersa, que son microgotas deuna solución acuosa de sales oxidantes, con el nitratode amonio como principal componente.Es importante en su fabricación la elección del agentetenso activo emulsificador y la dispersión ultra fina dela solución acuosa a temperaturas relativamente altas.Por su naturaleza aerófoba se hace necesario emplearmicroburbujas de aire en micro esferas de vidrio, comoregulador de densidad y de la sensibilidad al iniciador(eventualmente perlita o compuestos gasificantes).Entre las emulsiones sensibles o explosivos emulsión;EXSA fabrica la Semexsa-E 65Semexsa-E 65Semexsa-E 65Semexsa-E 65Semexsa-E 65 y Semexsa-E 80Semexsa-E 80Semexsa-E 80Semexsa-E 80Semexsa-E 80presentada en cartuchos de papel parafinado, depequeño diámetro (de 22 mm o más) y el Exagel-E 65Exagel-E 65Exagel-E 65Exagel-E 65Exagel-E 65y Exagel-E 80Exagel-E 80Exagel-E 80Exagel-E 80Exagel-E 80 presentada en manga plástica especial,de pequeño a mediano diámetro (de 25 mm o más).El aire contenido en las micro esferas al serviolentamente comprimido (adiabáticamente) por lapresión de la onda de choque iniciadora, se inflama,produciendo un efecto denominado de puntos calientes(hot spots), que hacen detonar a la emulsión(equivaliendo a la nitroglicerina de las dinamitas).Sus ventajas son su alta velocidad y potencia, excelenteresistencia al agua, menor sensibilidad en manipuleoy el ser inodoras (no producen cefalea).Son pues ideales para taladros inundados y para rocadura, competente.CAPÍTULO 2
    • 28Sus desventajas son el menor tiempo de vida útil,normalmente seis meses según tipo y su menorcapacidad de transmisión en condiciones adversas enel taladro, su sensibilidad al iniciador y su simpatíason más susceptibles a fallas que en las dinamitasespecialmente cuando ocurren sobre compresión,efecto canal, detritos en el taladro que aíslan loscartuchos o cuando se inicia la columna con undetonador débil.Sus densidades están entre 1,13 y 1,19 g/cm3y susvelocidades entre 4 800 y 5 200 m/s.d. Explosivos especialesSe involucra en este grupo a los productos fabricadospara un empleo particular, o para uso en condicionesambientales fuera de las normales. Su composiciónbásica puede ser dinamita, hidrogeles, explosivosmoleculares como TNT, mezclas de nitrato de amonioy otros, presentados con envolturas o envasesadecuados para su función o aplicación.Como ejemplo se puede mencionar al GeoditGeoditGeoditGeoditGeodit paraprospección sísmica, al ExsacorteExsacorteExsacorteExsacorteExsacorte y ExsasplitExsasplitExsasplitExsasplitExsasplit paravoladura controlada, a los slurry primer, a los boostero cebos reforzadores de TNT-pentolita colados, conosrompedores, cargas dirigidas y otros, con sus propiasespecificaciones.B. Agentes de voladura, no sensiblesal detonadora. Agentes de voladura acuosos (watergels)1. Hidrogeles o slurriesLos hidrogeles exentos de materia explosiva propia ensu composición no reaccionan con el fulminante y secalifican como “agentes de voladura hidrogel, slurrieso papillas explosivas”, requiriendo de un ceboreforzado o primer-booster para arrancar a su régimende detonación de velocidad estable; de lo contrario,no arrancan o lo hacen a bajo régimen con velocidadestransientes dando bajo rendimiento energético, razónpor la que en un principio también se les denominabaexplosivos de seguridad. También son conocidos comowater gels.Sus cualidades principales son: alta velocidad dedetonación y alta densidad que les dan enorme poderrompedor y elevada resistencia al agua, por lo queresultan excelentes sustitutos del ANFO, para voladurade rocas tenaces y de taladros inundados, incluso conagua dinámica.Su aplicación está dirigida mayormente a taladros demediano a gran diámetro en tajos abiertos, tanto comocarga de fondo reforzador para taladros muyconfinados y para nivelación de pisos, o como cargacompleta para taladros con agua. Normalmente sesuministran en fundas o mangas plásticas.Su textura es homogénea, viscosa, relativamente ligosa,lo que les permite contenerse adecuadamente entaladros altamente fisurados, sin pérdidas por filtración,lo que garantiza mantener el factor de carga calculado,y también permite cargarlos al taladro soltándolos sinsu funda o manga de polietileno. Su alta densidaddesplaza fácilmente al agua presente en los taladros.Por otro lado su viscosidad es incompatible para carguíomecanizado por bombeo y para la mezcla con ANFO.EXSA produjo su ampliamente conocida yexperimentada línea de Slurrex 40Slurrex 40Slurrex 40Slurrex 40Slurrex 40 y Slurrex 60Slurrex 60Slurrex 60Slurrex 60Slurrex 60encartuchada en mangas de 65 mm de diámetro omás, cuyas densidades son de 1,15 a 1,30 g/cm3, susvelocidades de 4 200 a 5 100 m/s y su presión dedetonación de 58 a 82 kbar (ANFO: 45 kbar, tomadacomo patrón).2. EmulsionesEn forma similar, los agentes de voladura emulsióncarecen de un elemento explosivo en su composición(eventualmente se sensibilizan con micro esferas) porlo que también requieren ser detonadas con un ceboreforzador de alta presión de detonación. Su aplicacióntambién está dirigida a taladros de mediano a grandiámetro en tajos abiertos, como carga de fondo dealta densidad o como carga de columna (total oespaciada) en taladros con agua, o perforados en rocamuy competente.A diferencia de los hidrogeles su viscosidad puede sergraduada desde una emulsión líquida similar a unaleche de magnesia hasta una viscosidad semejante auna margarina, lo que permite su carga al taladro,tanto en forma encartuchada como a granelmecanizada, por bombeo directo al fondo del mismopara desplazar al agua.Una ventaja importante es su facilidad de mezcla conel ANFO para formar ANFO Pesado.Por otro lado su vida útil es menor que la de loshidrogeles.EXSA las presenta encartuchadas en mangas depolietileno-propileno (Slurrex-E 40, Slurrex-E 60Slurrex-E 40, Slurrex-E 60Slurrex-E 40, Slurrex-E 60Slurrex-E 40, Slurrex-E 60Slurrex-E 40, Slurrex-E 60 ySlurrex-E 80Slurrex-E 80Slurrex-E 80Slurrex-E 80Slurrex-E 80) y a granel, suministradas en camióncisterna para entrega directa en la mina donde se cargamediante camiones mezcladores-bombeadores(Slurrex-EGSlurrex-EGSlurrex-EGSlurrex-EGSlurrex-EG), directamente como tal o mezclada conANFO para formar ANFO Pesado sensibilizado.Slurrex-MASlurrex-MASlurrex-MASlurrex-MASlurrex-MA es una emulsión oxidante inerte nodetonable para efectos de transporte hasta sersensibilizada en el lugar de aplicación, para formarun agente de voladura ANFO pesado, o como emulsiónnormal de alto nivel de energía.CAPÍTULO 2
    • 293. Agentes mixtos (emulsión/ANFO o ANFOspesados)Son mezclas de emulsión y ANFO en diferentesproporciones, que permiten:1°. Bajar el costo y potencia de una emulsión pura,para voladura en rocas difíciles, secas o húmedas.2º. Darle resistencia al agua al ANFO, al saturar conemulsión los espacios libres entre los prills o perlasdel nitrato.Estos ANFOs pesados se pueden preparar en diferentesrelaciones de acuerdo a los requerimientos de lavoladura y la presencia de agua, entre 10% a 90% deemulsión y la diferencia ANFO, siendo los ratios másdifundidos 30-70, 50-50, 60-40 y 80-20.Normalmente las mezclas con menos de 50 % deemulsión no son resistentes al agua pero se incrementanotablemente la potencia del explosivo, y las mayoresde 50 % emulsión son progresivamente más resistentesal agua.Se pueden comercializar encartuchados en mangas depolietileno o al granel, preparándolos in situ encamiones mezcladores-cargadores.EXSA los proporciona encartuchados en mangas depolietileno-polipropileno con la denominación Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-APAPAPAPAP, en la relación de mezcla que se requiera, ejemplo:Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-APAPAPAPAP 8080808080 y Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-Slurrex-AP 60AP 60AP 60AP 60AP 60 con densidades de 1,26y 1,28 g/cm3y velocidades de 5 600 a 5 400 m/s.b. Agentes de voladura NCN granulares, secos,ANFO y similaresEn su generalidad se componen de nitrato de amoniosensibilizado por un agregado orgánico, líquido osólido generalmente no explosivo. El nitrato debe serperlado y suficientemente poroso para garantizar laabsorción y retención del agregado combustible.Estos poros actúan como elementos sensibilizadoresen su detonación.Son insensibles al detonador Nº 8 y requieren de uncebo enérgico para arrancar. Su velocidad dedetonación es relativamente baja por lo que son pocobrisantes, pero la natural lentitud de su reacción lespermite generar un buen volumen de gases, por loque son preferentemente expansores o empujadores.Su mayor limitación es la nula resistencia al agua.Algunas mezclas de baja densidad, detonan en bajorégimen de velocidad y presión.El ejemplo más típico es el ANFO convencional (94,4%nitrato de amonio - 5,6% fuel oil Nº 2) con 2 500 a3 000 m/s de velocidad y 45 kbar de presión.En ocasiones se trata de mejorar las performances delANFO añadiéndole aluminio u otros aditivos,resultando por ejemplo el ANFO-AL, el SANFO y otros,que aun así tienen limitaciones en resistencia al agua.Su empleo a granel está dirigido mayoritariamente atajos abiertos, canteras, voladura de cráter y voladurade calambucos, por desplome.Su empleo en subterráneo está limitado a frentesautorizados, aplicándose con cargadores neumáticosportables. En tajo abierto suele emplearse camionescargadores con sistemas de gusanos (augers)articulados, que permiten verterlos directamente a lostaladros.EXSA comercializa sus agentes de voladura granularessecos bajo la denominación comercial Examon-PExamon-PExamon-PExamon-PExamon-P yExamon-Examon-Examon-Examon-Examon-VVVVV, en sacos de polipropileno con bolsa interiorde polietileno, de 25 kg netos. Su densidad es de 0,85g/cm3, su velocidad de detonación de 2 800 a 3 300m/s y su presión de detonación de 50 y 60 kbar.Contienen aditivos antiestáticos para el carguíoneumático.Los explosivos de uso industrial empleados en voladurade rocas actúan con base en una reacción físico-química de combustión muy rápida que comprende atres elementos: oxidante, combustible y sensibilizador.El oxidante proporciona oxígeno al combustible paraarder y generar humo, vapor de agua, cenizas y caloren forma convencional y es el sensibilizador el que encierta forma actúa como un incentivador para acelerarla reacción al nivel de explosión, incrementandoenormemente la temperatura con lo que los humos ygases sobrecalentados tienden a expandirse casiinstantáneamente para producir los efectos detrituración y desplazamiento de la roca.Por tanto, los explosivos contienen estos tres elementos,clasificándose en cuatro grupos según el tipo de ellos,como se indica en el cuadro de la parte inferior.Es interesante observar que el nitrato de amonio es eloxidante común de los cuatro, en diferentes estados(en gránulos, molido o en solución) combinándoseeventualmente con otros nitratos o sales, mientras queel sensibilizador puede ser un alto explosivo molecularcomo la nitroglicerina, un polvo metálico, aminas o elaire contenido en los poros de los gránulos de nitratoo en las microesferas de vidrio, que al ser comprimidoadiabáticamente por la onda de choque del iniciadorse inflama y genera puntos calientes (hot spots) queproducen la detonación del explosivo.CAPÍTULO 2
    • 30Aparte de la composición química, algunos otros factoresinfluyenenciertoscasosenelperformancedelosexplosivos,como el tamaño de las partículas oxidantes, siendo unpromedio usual el cuadro 1 (según Bampfield y Morrey).Es también interesante para un criterio de selección,además de la composición y características, tener encuenta aspectos prácticos como el factor de eficienciao grado de aprovechamiento de la energía, como seaprecia en el cuadro 2.Todos los explosivos tiene su aplicación específica deacuerdo al tipo, condiciones, dimensión y motivo deuna voladura.Entran en consideración las características de la roca,diámetros de perforación, fragmentación deseada,presencia de agua y otros para escoger al másadecuado y económico para cada caso, entendiéndosecomo económico no al más barato, sino al que brindemayor rendimiento por unidad de roca voladaeficientemente (kg/m3).No son por tanto discriminatorios unos con respecto aotros, sino que llegan a complementarse tipos distintosen un mismo taladro, cuando es necesario.EXPLEXPLEXPLEXPLEXPLOSIVOSIVOSIVOSIVOSIVOS COMERCIALES - COMPONENTES PRINCIPOS COMERCIALES - COMPONENTES PRINCIPOS COMERCIALES - COMPONENTES PRINCIPOS COMERCIALES - COMPONENTES PRINCIPOS COMERCIALES - COMPONENTES PRINCIPALESALESALESALESALESTIPO OXIDANTES COMBUSTIBLES SENSIBILIZADORDINAMITAS Sólidos Sólidos LíquidoNitrato de amonio Materias absorbentes, Nitroglicerina y otrosy otras sales pulpa de madera, celulosaANFO Y OTROS Sólidos Sólido/líquido AireNITROCARBONITRATOS Nitrato de amonio Petróleo diesel, carbón, Poros vacíos de aire en losGRANULARES granulado y otros aceites prills de nitrato de amonioHIDROGELESSLURRY Sólido/líquido Sólido/líquido Sólido/líquido(dispersión de aceite Nitrato de amonio y Petróleo, aluminio, Nitrato de mono-metilen agua) otras sales (soluciones sensibilizantes amina, mononitrato desalinas) orgánicos, gomas etileno glicol, aluminio enpolvo y otros gasificantesEMULSIONES Líquido Líquido Gasificantes(dispersión de agua Soluciones Petróleo, aceites, Aire contenido enen aceite) de Nitrato de amonio emulsificantes, parafinas microesferas de vidrioy otras sales. y otros gasificantesEXPLOSIVO : TAMAÑO DE PARTICULA FORMA VELOCIDAD DE DETONACIÓN(mm) (m/s)ANFO : 2,0 Sólido 3 200DINAMITA : 0,2 Sólido 4 000SLURRY : 0,2 Sólido/líquido 3 300EMULSIÓN : 0,001 Líquido 5 000 a 6 000GRADO DE APROVECHAMIENTO DE LA ENERGIA DE DIVERSOS EXPLOSIVOSExplosivos moleculares (Nitroglicerina, Pentrita, TNT y otros) 95 a100%Emulsiones 90 a 95%ANFOs pesados bombeables (sobre 60% emulsión) 75 a 90%ANFOs pesados vaceables (bajo 50 ó 60% emulsión) 65 a 85%Hidrogeles 55 a 70%ANFO 60 a 80%SANFO 50 a 70%CAPÍTULO 2
    • 31CUADRO RESUMENEXPLOSIVOS INDUSTRIALES ROMPEDORESALTOS AGENTES DE EXPLOSIVOSEXPLOSIVOS VOLADURA ESPECIALESTNT ANFO (PRILLS) SÍSMICOSGELATINAS (NG-NC) SLURRIES PARA VOLADURADINAMITAS EMULSIONES CONTROLADAHIDROGELES SENSIBILIZADOS HÍBRIDOS (MEZCLAS PERMISIBLES (CARBÓN)EMULSIONES SENSIBILIZADAS ANFO/EMULSIÓN O CARGAS DIRIGIDASANFOs PESADOS) BINARIOSLOX Y OTROSCLASIFICACIÓN PRÁCTICA:POR SU REGIMEN DE VELOCIDAD Deflagrantes o empujadoresDetonantes o trituradoresPOR SU SENSIBILIDAD AL INICIADO Sensibles al detonador o altos explosivosNo sensibles al detonador o Agentes de Voladura (requierenun Cebo o Primer)POR SU APLICACIÓN PRIMORDIAL De uso militarDe uso industrial (minería, construcción y usos especiales)CUADRO GENERAL DE EXPLOSIVOS(REFERENCIAL)MATERIALES EXPLOSIVOSALTOS EXPLOSIVOS MATERIALES PIROTÉCNICOS* Thermita PROPELANTES** Composiciones de retardo* Compuestos de ignición* Pólvora negraEXPLOSIVOS EXPLOSIVOS EXPLOSIVOSPRIMARIOS SECUNDARIOS TERCIARIOSSIMPLES COMPUESTOS* Azida de Plomo * Nitroglicerina INDUSTRIALES * Mono Nitrotolueno* Fulminato de Hg * Nitroglicol * Dinamitas * Nitrato de Amonio* Azida de Plata * Nitrometano * ANFO * Perclorato de Amonio* Estifnato de Plomo * RDX * Hidrogeles (Slurries)* Diamino-dinitrofenol * TNT * Emulsiones* Tetraceno * Pólvoras* Otros * TATBMILITARES* TNT - TETRYL* RDX (Hexógeno)* PETN (Nitropenta)* Composición B* Ciclotol - TorpexCAPÍTULO 2
    • 32*PROPELANTES: Mayormente para uso militar y en cohetería (combustibles)LÍQUIDOS SÓLIDOSMono Compuestos De base De base De base CompuestosPropelantes simple doble tripleNitrometano HAN-DE-H2O NC NC-NG NC-NG-RDX NC-NG-RDX-AL-APHidraxina LH2-LOX TEMTN-HMX-AL-APHAN LOX-FO RDX-HPTB-AL-APRDX-CBAN-AL-APAL-HTPB-APGRUPO OXIDANTE COMBUSTIBLE SENSIBILIZADORPRODUCTOS EXSA SENSIBLES AL DETONADOR1) Dinamitas: Nitrato de Amonio Materias absorbentes Esteres nitrados(molido) (Harina de madera y trigo, (Nitroglicerina/Nitroglicol)celulosa y otros)GelignitaGelatina especialSemexsaExaditExsacorteExsasplitGeodit2) Emulsiones: Nitrato de Amonio Hidrocarburos Aire (contenido en(solución acuosa) (líquidos, sólidos) microesferas de vidrio)Semexsa-EExagel-EPrimagel-EPlastex-E3) Hidrogel: Nitrato de Amonio Hidrocarburos Nitrato de Mono - Metil(solución acuosa) (líquidos, sales orgánicas) Amina (burbujas de gasgoma Guar y otros generadas in situ por gassingquímico), Glicol, aluminio enLurigel polvoPRODUCTOS EXSA NO SENSIBLES AL DETONADOR1) Emulsiones: Nitrato de Amonio Hidrocarburos Aire(solución acuosa) (líquidos) (contenido en microesferasde vidrio)Slurrex-ESlurrex-EG2) ANFO-Pesado: ANFO Emulsión matriz AireNitrato de Amonio Hidrocarburos (contenido en microesferasgranular (Anfo) y en (líquidos) de vidrio y en los poros delsolución (emulsión) Nitrato de AmonioSlurrex-AP3) Hidrogeles: Nitrato de Amonio Hidrocarburos (líquidos, Burbujas de gas(solución acuosa) sales de aminas) (generadas in-situ porgomas (cross linking) gassing químico)Slurrex4) Agentes de voladuragranulados: Nitrato de Amonio Hidrocarburos (líquidos, Aire (contenido en los poros(granular) colorantes, antiestáticos) del prill), aluminioExamon-PExamon-V5) Agente oxidante:Emulsión oxidante inerte Nitrato de Amonio Hidrocarburos(solución acuosa) (líquidos) emulsificantesSlurrex-MAPRODUCTOS EXSA (GRUPOS GENERALES)CAPÍTULO 2
    • 33CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO3O3O3O3O3
    • 34
    • 35CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOSD. Flujo (free flowing)Es la capacidad que muestra un explosivo granular secopara fluir libremente o deslizarse bajo su propio pesodesde su contenedor, transportarse libremente por lamanguera durante el carguío neumático, y para llenarrápida, fácil y completamente un taladro de voladura.Es condición importante de los explosivos noencartuchados diseñados para carguío neumático,como ExamonExamonExamonExamonExamon y ANFO. Depende fuertemente delcontenido de humedad del explosivo; con incrementosdel 0,5 al 1% la fluibilidad decae drásticamente.E. Tendencia a compactaciónSe refiere a la facilidad que presentan algunosexplosivos para compactarse o convertirse en una masacoherente, con total pérdida de su fluibilidad yadicionalmente considerable reducción de sudetonabilidad. Esto ocurre frecuentemente con elNitrato de Amonio que en muchos casos requiere serrecubierto por algún agente antiaglomerante(anticaking), como diatomita o productos orgánicos(hidrocarburos).F. FriabilidadLos explosivos friables, al contrario de los plásticos,tienden a desmenuzarse o a pulverizarse cuando sonmanipulados excesivamente o transportadosneumáticamente, contaminando la atmósfera conpartículas diminutas dispersas, dependiendo esto dela fragilidad de sus gránulos (prills).Esta característica debe ser tomada en cuenta para eltransporte a gran distancia por malas carreteras, dondelos gránulos se pulverizan con el maltrato del viaje.Por lo contrario, la friabilidad es una cualidad enminerales y rocas, en las que representa la facilidadde fracturarse homogénea y fácilmente. Una rocafriable es adecuada para voladura.G. HomogeneidadEn los explosivos acuosos y dinamitas se refiere a sutextura uniforme y en los pulverulentos a su grado depulverización, mientras que en los granulares sueltosesta propiedad se refiere a las especificaciones dedistribución de sus granos por tamaño, según malla otamiz (también denominada “composicióngranulométrica”).Un agente de voladura demasiado fino tiende a llenarpor completo el taladro, mejorando el grado deacoplamiento y de compactación, pero corriendo elriesgo de desensibilizarse.Generalmente ambas características se determinan poranálisis de malla utilizando un juego de tamices deCAPITULO 3S on las propiedades físicas y químicas que tienenrelación directa con su condición de estado. Unasdeterminan su aspecto y estado físico, otras sufactibilidad de empleo con seguridad en determinadascondiciones de la roca y del medio ambiente.Finalmente otras determinan el rendimiento delexplosivo en su aplicación en voladura; a estas últimasse las conoce como “propiedades de tiro”.En conjunto deben garantizar la estabilidad delexplosivo en su manipuleo, transporte, almacenaje yuso, pero también eventualmente influyen en laocurrencia de algunos fenómenos inconvenientes comola segregación, exudación, desensibilización,endurecimiento y otros, que deben prevenirse.Con excepción de la nitroglicerina y algún otrocompuesto líquido, los explosivos en su mayoría sonsólidos, algunos homogéneos y compactos como elTNT colado, otros heterogéneos y semisólidos como ladinamita, llegando a granulares sueltos como ocurrecon la pólvora y el ANFO.El color, aroma, textura, son muchas vecescaracterísticas identificatorias de tipo y hasta de marca.En forma general mencionamos algunas propiedadesvinculadas al aspecto físico y manipuleo:A. PlasticidadCapacidad que tiene un cuerpo para moldearse, bajola acción de una fuerza, tomar forma y mantenerladespués de retirarse dicha fuerza, como se observa enlas gelatinas y explosivos plásticos. Es contraria a laelasticidad y a la rigidez. La plasticidad disminuye conel tiempo o con el frío.B. ViscosidadConsistencia ligosa o glutinosa debida a la friccióninterna de las moléculas, causada por su resistencia afluir o cambiar inmediatamente de forma cuando seles somete a deformación por presión, corte openetración. Cuanto más viscoso, más lento el cambio.La viscosidad es propia de los aceites, emulsiones yslurries. Conforme más viscosos son, se contienen mejoren los taladros fisurados, mientras que los acuosostienden a filtrarse por las grietas.C. FluidezCapacidad de fluir y desplazarse que corresponde alos cuerpos líquidos y gases, cuyas moléculas tienenpoca adherencia entre sí y toman la forma del depósitoque los contiene (ejemplo: nitroglicerina y nitroglicol).Viscosidad y fluidez son importantes en el carguíomecanizado de productos acuosos a granel, como lasemulsiones.
    • 36aperturas cada vez más pequeñas para fraccionar lamuestra por tamaños, lo que se indica en porcentajesde malla (sieve size).G. PorosidadEs el radio del volumen de intersticios o huecoscontenidos en un material respecto a su propio volumeno masa. Es un factor importante en los gránulos o perlasdel Nitrato de Amonio para absorber al petróleo en lapreparación de los nitrocarbonitratos como el ExamonExamonExamonExamonExamony el ANFO.CARACTERÍSTICAS PRÁCTICAS DE LOSEXPLOSIVOSA. Propiedades de tiroSon las propiedades físicas que identifican a cadaexplosivo y que se emplean para seleccionar el másadecuado para una voladura determinada. Entre ellasmencionamos a las siguientes:- Potencia relativa.- Brisance o poder rompedor.- Densidad - densidad de carga.- Velocidad de detonación.- Aptitud a la transmisión o simpatía.- Sensitividad al iniciador.- Estabilidad.- Sensibilidad a factores externos (temperatura,impacto y otros).- Categoría de humos.- Resistencia al agua.- Presión de detonación.B. Potencia relativaEs la medida del “contenido de energía” del explosivoy del trabajo que puede efectuar. Se mide mediante laprueba Trauzl que determina la capacidad de expansiónque produce la detonación de 10 g de explosivodisparado dentro de una cavidad cilíndrica (70 cm3)abierta en la parte superior de un molde cilíndrico deplomo de dimensiones específicas.La expansión o deformación de esta cavidad originadapor la detonación del explosivo a medir, se comparacon la efectuada por una masa similar de gelatinaexplosiva de composición 94:6, nitroglicerina-nitrocelulosa denominada blasting o gelatina explosivaque se considera como patrón, con un valor de 560 cm3(100%).El resultado se expresa en cm3cuando se indica elincremento de volumen del agujero inicial, o enporcentaje cuando se compara con el patrón. Así, unadeterminada dinamita tendrá una fuerza de 60%cuando la expansión que provoca en el bloque deplomo es igual al 60% del volumen generado por ladetonación de la gelatina explosiva. La potencia relativade los explosivos industriales varía entre 20 y 90 %.CAPÍTULO 3
    • 37Existen diferentes formas de expresar la “potencia” deuna dinamita. En las antiguas “straight dinamites” losporcentajes indicaban directamente su contenido denitroglicerina. Los fabricantes norteamericanos prefierena menudo expresar una potencia relativa por volumen(bulk strength) en lugar de una potencia relativa por peso(weigth strength). En unos casos teniendo como patrón ala Gelatina Explosiva y en otras al ANFO convencional94:6 con valor de 100. EXSA clasifica sus dinamitas,hidrogeles y emulsiones no solamente de acuerdo asus “potencias”, sino al conjunto de las característicasque determinan sus rendimientos globales en voladura.Para medir la fuerza también se emplean los métodosdel Mortero Balístico y del Péndulo Balístico, que midenla distancia a la que el explosivo desplaza a un bloquemetálico pesado, o la apertura angular que marca elbrazo del péndulo. Métodos menos usados por ser pocoprácticos.Un método peculiar aplicado en investigación es elde “cuantificación de energía bajo el agua”, queconsiste en efectuar pruebas de disparo con cargassimilares a las introducidas en los taladros,sumergidas pero suspendidas a determinadaprofundidad en un estanque de magnitudapreciable, evaluadas mediante un captador depresión sumergido a una distancia determinada dela carga explosiva. Con él se determina porseparado la energía vinculada a la onda de choque(energía de tensión, ET) y la energía de los gasesde detonación (energía de burbuja, EB). Permitecomparar los rendimientos de explosivos similaresbajo las mismas condiciones de ensayo.CAPÍTULO 3
    • 38C. Potencia (strength)El valor de la potencia definida por Langefors en sulibro “The Modern Technique of Rock Blasting” con eltérmino strength está dado por la relación:S = 1 V6 eoVodonde:se: energía calculada del explosivo.eo: energía calculada de un explosivo dereferencia (patrón) Gelatina explosiva,blasting o ANFO en ciertos casos.V : volumen de gases del explosivo.Vo: volumen de gases de un explosivo dereferencia.Entonces, es un valor relativo cuya finalidad escomparar los explosivos entre ellos.D. Energía (calor de reacción)Expresada en calorías por gramo de explosivo, secalcula a partir de la ecuación de reacción química,suponiendo principalmente la producción de agua,nitrógeno, gas carbónico y alúmina en cuanto elexplosivo tuviera aluminio.Es un valor teórico, el cual da una indicación sobre elpotencial energético de un explosivo, siendo claramenteentendido que sólo una parte de este potencial sirvedurante la voladura; el resto se pierde.E. Volumen de gasesExpresado en litros de gas por kilo de explosivo, secalcula también a partir de la ecuación de reacciónquímica.F. Brisance o poder rompedorEs el efecto “demoledor” o “triturador” que aplica elexplosivo sobre la roca para iniciar su rompimiento.Como factor dinámico de trabajo es consecuencia dela onda de choque y está vinculado a la densidad y ala velocidad de detonación que muchas veces se utilizacomo base comparativa. Se determinaexperimentalmente mediante la prueba “Hess”, queexpresa en milímetros el aplastamiento que sufre unmolde de plomo cilíndrico, de dimensionesdeterminadas por efecto de la explosión de 100 g deexplosivo que se dispara colocado sobre un disco deacero encima del bloque de plomo.se VCAPÍTULO 3
    • 39Los valores obtenidos también se comparan con lagelatina explosiva como patrón, que produce alrededorde 25 mm de aplastamiento.Brisance es el efecto de impacto que tritura la roca yTrauzl el efecto de expansión y empuje del materialroto, para desplazarlo y formar la pila de escombros.Ambos se conjugan en la voladura.G. Prueba de HessSe efectúa por el aplastamiento de un cilindro de plomode 65 mm de altura y 40 mm de diámetro mediante eldisparo de una masa de 100 gramos de explosivocolocada encima del cilindro. La diferencia entre sualtura original y la que obtiene después delaplastamiento se mide en milímetros, siendo este valorel índice de brisance o poder rompedor.Los valores obtenidos también se comparan con lagelatina explosiva como patrón, que produce alrededorde 25 mm de aplastamiento.Dos explosivos de diferente tipo pueden tener igualpotencia relativa por peso, como ejemplo la GelatinaGelatinaGelatinaGelatinaGelatinaEspecial 90Especial 90Especial 90Especial 90Especial 90 y la Semexsa 65Semexsa 65Semexsa 65Semexsa 65Semexsa 65 (75% para ambas), perose diferencian en su valor de Hess, 20 mm y 17 mmrespectivamente. Por tanto la gelatina es más“trituradora”.Para ANFO y ANFO pesado, EXSA aplica el Macro-Hess, con bloques de 175 mm y cargas explosivas de1 kg.CAPÍTULO 3
    • 40H. Velocidad de detonaciónEs la velocidad a la que la onda de detonación sepropaga a través del explosivo, y por tanto es elparámetro que define el ritmo de liberación de energía.Es también la velocidad con que viaja la onda a lolargo de una columna explosiva, sea al aire libre o enconfinamiento dentro de un taladro de voladura.Los factores que la afectan son: la densidad de la carga,el diámetro, el confinamiento, la iniciación y elenvejecimiento.Se mide en forma práctica mediante la prueba“D’Autriche” que emplea un cordón detonante develocidad conocida, o mediante la apertura y cierrede un circuito eléctrico controlado con un cronógrafoelectrónico. EXSA emplea ambos métodos.La lectura se expresa en metros por segundo o en piespor segundo, y para un mismo explosivo varía si es alaire libre o si es confinada, variando también condiferentes diámetros, por lo que las normasrecomiendan efectuar las medidas preferentemente encargas de 32 mm de diámetro (1¼”) para uniformizarla comparación entre varios explosivos, debiéndoseindicar el diámetro con el que se efectuó la medición.I. Prueba D´AutricheSe basa en la determinación de la velocidad dedetonación de un explosivo mediante la medición delespacio entre dos marcas, una de ellas fija que deja elpunto medio de un cordón detonante sobre una planchade plomo, traduciendo en espacio la diferencia detiempo de iniciación de ambos extremos del cordón,cuyas ondas de choque convergen en un punto nocoincidente con el punto medio de longitud del cordón(marca fija).Es una prueba de control de rutina y para dirimenciascuando no se dispone de equipo electrónico, tienecarácter internacional.a. ElementosTubo de latón o zinc delgado (300 mm x 32 mmdiámetro, aproximadamente) con 2 orificios espaciados100 mm (d), llenado con el explosivo a medir, cebadocon detonador. Tramo de 1 m de cordón detonante develocidad conocida (VOD) y plancha de plomo (250mm x 40 mm x 4 mm, aproximadamente) con unamarca (raya) en un extremo, para referencia.CAPÍTULO 3
    • 41b. EnsambleEl cordón se inserta en los orificios del tubo cebado, ysu punto medio se hace coincidir con la marca de laplancha, asegurándolo fijamente.c. DesarrolloLa onda de choque generada por el detonador viajapor la columna de explosivo iniciando secuencialmenteal cordón en sus dos puntos de contacto, originandodos ondas (1 y 2) que viajan a lo largo del cordónhasta encontrarse en un punto (E) en la plancha, perosiempre pasándose de la marca ya que la onda 1comenzó a viajar fracciones de segundo antes que laonda 2.d. ResultadoEl punto de encuentro de las ondas queda grabado enla plancha, midiéndose la distancia (a) entre éste y lamarca. Se aplica la siguiente relación para determinarla velocidad del explosivo:VOD = Vc x d2adonde:Vc : velocidad del cordón detonante.d : distancia entre orificios en el tubo (100mm).a : distancia entre la marca y el punto deencuentro de las ondas, en la plancha.La velocidad es más alta cuanto más corta resulte estadistancia (a). En los explosivos comercialesnormalmente está entre 2 500 a 5 500 m/s. Cuantomás alta es la velocidad de detonación también mayores su efecto brisante, “explosivo más rápido, entonces,explosivo más triturador”.J. Método electrónico(Electronic Probe Method)Similar al anterior pero con dos sensores en lugar delcordón, se basa en la medida del tiempo trascurridoentre la apertura y el cierre del flujo de corriente de uncircuito eléctrico comprendido entre dos puntos decontacto (arranque y parada) que se encuentranconectados a un contador o cronómetro electrónico(time interval meter) como es, por ejemplo, elcronógrafo electrónico Explomet.Permite lectura o cálculo directo de la velocidad delexplosivo por el tiempo que demora la onda dedetonación para pasar entre dos contactos eléctricos(sensores de arranque “A” y de parada “B”)introducidos en la masa del explosivo.Estos contactos están conectados al contador pordos líneas cada uno. Cuando son alcanzados por laonda de detonación que se desplaza en el explosivolas líneas se rompen iniciando y parando el conteo detiempo (cero y lectura final del contador, con decimales);es decir, calcula la velocidad del explosivo midiendola diferencia de tiempo de activación de cada sensor.CAPÍTULO 3
    • 42Existen otros métodos en desarrollo, con sensores dealambre o de fibra óptica como el Electric ProbeMethod, para lectura directa de la velocidad dedetonación de la carga en el propio taladro devoladura. Así, el método de “alambre de resistenciacontinua” o continuous resistence wire method, midela variación de resistencia eléctrica de un cable sondaaxial a la columna del explosivo conforme éste se vaacortando con el avance de la detonación desde elfondo del taladro, mediante un equipo especialdenominado “kodewímetro”,” conectado a unosciloscopio que mide la variación de tensión(proporcional a la resistencia al mantener en el circuitouna intensidad de corriente constante) y a que laresistencia eléctrica disminuye conforme se reduce lalongitud del cable sonda, determinándose la “VOD” apartir de la tensión a la cual es proporcional.Este método permitirá determinar la velocidad en lospropios taladros de voladura y se le conoce como“método del alambre de resistencia continua”.CAPÍTULO 3
    • 43Por último, para trabajos de investigación avanzadase emplean cámaras filmadoras de toma continua amuy alta velocidad, para captar imágenes del procesode detonación en el método denominado StreakCamera Method (para detectar fallas, gases o evaluarla fragmentación).Como se indica anteriormente se debe tener presentelo siguiente:- Si la iniciación no es lo suficientemente enérgica,el régimen de detonación comienza a unavelocidad baja.- Conforme aumentan la densidad de carga,diámetro y confinamiento, las velocidadesresultantes crecen significativamente.- El envejecimiento hace que la velocidad disminuyaal reducirse las burbujas de aire de la masa, queson generadoras de puntos calientes para ladetonación.- El diámetro de carga influye sobre la velocidadde detonación, como demostró en un cuadro develocidades típicas por productos el Dr. Ash en1977.K. Simpatía – transmisión de la detonación ofactor de autoexitaciónAl ser detonado un cartucho, éste puede inducir ladetonación de otro cartucho vecino por “simpatía”. Enlas dinamitas sensibles esta transmisión de ladetonación puede representar una distancia de muchoscentímetros. Una buena transmisión es la garantía parala completa detonación de una columna explosiva.El método para medir esta capacidad de detonaciónpor simpatía consiste en colocar alineados axialmentevarios cartuchos del mismo tipo y diámetro sobre unacapa de arena, espaciados entre sí a diferentesdistancias. Detonando al primero se busca determinarla máxima distancia hasta la cual es transmitida ladetonación de un cartucho a otro, lo que se denomina“grado de simpatía”, que en la mayoría de losexplosivos industriales está entre 2 a 8 veces sudiámetro, según el tipo.La transmisión puede ser “directa” o “inversa” deacuerdo a la ubicación del detonador en la columna.Para obtener una transmisión directa el detonador sedebe colocar axialmente alineado y con su cargadirigida hacia la mayor longitud de la carga explosiva,que es lo que usualmente ocurre al colocar el cartuchocebo al fondo del taladro; mientras que al ubicarlodigamos al medio de la columna, sólo tendremostransmisión directa por delante del cebo e inversa pordetrás.La transmisión indirecta (inversa) sólo transmiteaproximadamente el 50% de la energía que da ladirecta.La capacidad de transmisión es importante paradeterminar las distancias entre cartuchos en los taladroscargados con espaciadores.A veces se emplea el término “sensibilidad” para latransmisión por simpatía, pero es conveniente reservarlopara referirse a la sensibilidad a los agentes físicos:calor, fricción, fuego, frío, etc.La capacidad de transmisión es también importantedesde el punto de vista de seguridad para prevenir laexplosión fortuita de explosivos a distancia por simpatía(por ejemplo entre polvorines colindantes) debiéndosepor ello mantener las distancias mínimas de seguridadrecomendadas en las tablas oficiales para cadadeterminada cantidad de explosivo almacenada.CAPÍTULO 3
    • 44L. Prueba de transmisión (gap sensitivity)El primer cartucho se prepara con un detonador N° 6.Este cartucho inicial cebado se acomoda bien alprincipio del canal, asegurándolo para que no semueva; a continuación se colocan los demás cartuchosubicándolos a distancias establecidas (ejemplo 8, 10,12, 14, 16 cm, etc.), bien alineados.Se dispara el conjunto debiendo volar todos loscartuchos. En caso de no ser así, la distancia anterior ala del cartucho que no salga será considerada comoel límite de capacidad de transmisión para esteexplosivo. Ejemplo: si el cartucho separado a 16 cmno salió, se considera que el límite de simpatía en estecaso es el anterior 14 cm. Por lo general la capacidadde transmisión disminuye con el envejecimiento delexplosivo.M. Sensitividad (sensibilidad al encendido ode acción controlada)Es la capacidad o aptitud que presenta todo explosivopara ser iniciado por un fulminante, un cebo o uncordón que se denomina “mínimo primer”.En la práctica es el peso del más pequeño detonador(convencional, minibooster, primer reforzador, cordóndetonante o carga de explosivo primario) capaz dellevar a cabo la detonación completa de un cartucho ocarga de explosivo rompedor.Los explosivos deben ser suficientemente sensitivos paraser detonados por un iniciador adecuado. Estacapacidad varía según el tipo de producto. Así, porejemplo los fulminantes o detonadores se emplean parala mayoría de dinamitas mientras que los agentes devoladura usualmente no arrancan con ellos, requiriendode un booster o multiplicador de mayor presión yvelocidad. La pólvora, por otro lado, puede arrancarcon una simple chispa o llama, que provocará unrégimen de deflagración, razón por la que se calificacomo “altamente sensitiva”.Los detonadores más utilizados son los de número 6 y8. En muchas dinamitas se nota un incremento derégimen de detonación al emplear el 8 en lugar del 6,por lo que se dice que tienen mayor sensitividad al N°8. Por otro lado, pueden reaccionar sólo con un bajorégimen de detonación (hasta 2.500 m/s) si la cargainiciadora es insuficiente. Muchos de los detonadoresno eléctricos de shock corresponden al N° 12.Para la clasificación de explosivos se emplea estapropiedad, agrupándolos en “altos explosivos” a lossensibles al detonador N° 8, como los explosivoshidrogel y dinamitas y los “non cap sensitives” o nosensibles al detonador N° 8, como son los “agentes devoladura” slurry, emulsión y granulares ANFOs.N. Diámetro críticoLas cargas explosivas cilíndricas tienen un diámetroparticular por debajo del cual la onda de detonaciónno se propaga, o sólo lo hace con una velocidad muypor debajo a la de régimen. A dicha dimensión se ladenomina “diámetro crítico”, la que por ejemplo enalgunos hidrogeles sensibles es del orden de 1” (2,54cm) y en slurries de 3” (7,5 cm) lo que es necesarioconocer previamente.Los principales factores que influyen en la determinacióndel diámetro crítico son:- Tamaño de las partículas.- Reactividad de sus componentes.- Densidad.- Confinamiento.Por su sensitividad y alto grado de transmisión, lasdinamitas aseguran siempre una correcta iniciación conel detonador mínimo, siendo los únicos explosivoscapaces de asegurar la detonación completa de lacolumna explosiva del taladro. Esta capacidad detransmisión de detonación por simpatía de las dinamitasno se ve afectada por cambios de presión en altura,frío, calor, golpes y tiempo de vida útil o dealmacenamiento, como suele ocurrir en los explosivostipo emulsión o hidrogel.O. Resistencia al aguaEs la habilidad para resistir una prolongada exposiciónal agua sin perder sus características, es decir sucapacidad para rechazar la penetración del agua. Launidad de medida empleada es la de “horas”.Los explosivos de fase continua como las dinamitasplásticas, los slurries, las emulsiones o las cargasiniciadoras coladas (cast primers) son resistentes al aguadebido a que prácticamente no tienen poros a travésde los cuales podría filtrarse el agua. Por otro lado, laresistencia al agua en los explosivos granulares friablesse referirá a la capacidad de sus gránulos de no dejarsedisolver por el agua, o de rechazar su penetracióninternamente, manteniéndose detonables aún a pesarde ella.Esta propiedad varía de acuerdo a la composición ygeneralmente está vinculada a la mayor proporciónde nitroglicerina y/o otros aditivos que contengan. Así,en el grupo de dinamitas las más resistentes son lasgelatinas, y entre los agentes de voladura los slurries yemulsiones.A pesar de que no existe una escala numéricareconocida internacionalmente para calificar laresistencia al agua, ésta generalmente se determinapor el tiempo en el que el explosivo puede quedarsumergido y después del cual aún puede ser detonadomanteniendo sus performances originales.CAPÍTULO 3
    • 45Usualmente las escalas van de nula o mala, limitada,regular, buena, muy buena, sobresaliente aexcelente, con tiempos que pueden gradar desde 0a 1; 3; 5; 7 y más de 15 horas.En la primera, el explosivo no tiene ningunaresistencia al agua, como es el caso del ANFO,mientras que la ultima garantiza exposición superiora 12 horas.Es recomendable que existan varios métodos deprueba para determinar la resistencia al agua, seaen reposo, en agua circulante o en agua bajo presión.Cada fabricante adopta uno de ellos o especificauno propio, lo que debe ser tomado en cuenta porel usuario, siguiendo las recomendaciones delfabricante. Según esto, dos escalas expresadas parados explosivos similares de distintos fabricantes nonecesariamente tienen que ser iguales.Al seleccionar un producto debe tratar de evaluarseen las condiciones reales de trabajo en lugar decomparar valores de tablas que pueden no serequivalentes, tomando la escala sólo comoreferencia.En el caso de explosivos especiales preparados parauso en taladros largos con agua a presión, como elGeoditGeoditGeoditGeoditGeodit, la resistencia al agua se expresa en elmínimo de horas de resistencia bajo una presióndeterminada, ejemplo:mínimo 96 h a 10 kg/cm2o también,mínimo 960 h a 2 kg/cm2La presión hidrostática es puntual, no interesa eldiámetro del taladro. En la práctica, para obtener elvalor de la presión en kg/m2se multiplica el factor25,3993 por cada pulgada de agua de columna deltaladro.P. Categoría de humosLa detonación de todo explosivo comercial producepolvo, vapor de agua (H2O), óxidos de nitrógeno(NO-NO2) óxidos de carbono (CO-CO2) yeventualmente gases sulfurosos (H2S, SO3y AlO2)sicontenía azufre o aluminio. Entre los gases inocuosgenerados hay siempre cierto porcentaje deproductos irritantes tóxicos o letales llamados enconjunto “humos”, como el monóxido de carbono yel bióxido de nitrógeno. De acuerdo a la proporcióncontenida de estos gases tóxicos se ha establecidoescalas de clasificación por grado de toxicidad parala exposición del personal trabajador después deldisparo, teniendo como ejemplo a la siguiente delUSBM (Buró de Minas de USA):CATEGORÍA VOLUMEN DE GASES NOCIVOS(CO, NO2)1rade 0 a 0,16 pie32dade 0,16 a 0,33 pie33rade 0,33 a 0,67 pie3Cuya equivalencia métrica según el ISO es:CATEGORÍA VOLUMEN DE GASES NOCIVOS(CO, NO2)1rade 0 a 4,53 dm32dade 4.53 a 9,34 dm33rade 9,34 a 18,96 dm3Estas cifras se refieren a los gases producidos por eldisparo de ensayo de un cartucho de 1 ¼” x 8” (200 g)con su envoltura de papel, en la denominada “cámara”o “bomba Bichel”. Según esta categorización del USBMaceptada por el Instituto de Fabricantes de Explosivos(EMI, ISEE) y otras instituciones, los explosivos deprimera categoría pueden ser empleados en cualquierlabor subterránea, los de segunda sólo en las quegarantizan buena ventilación, usualmente con tiroforzado, y los de tercera sólo en superficie. Tal es elcaso que el empleo de ANFO y otros nitrocarbonatosgranulares en minería subterránea requiere de unpermiso oficial del Ministerio de Energía y Minas.Por lo general, se considera que los explosivos de usocivil deben estar por debajo de los siguientes valores:CO : 0,02 %NO2: 0,003 %Los agentes explosivos como el ANFO eventualmenteson más tóxicos que las dinamitas y emulsiones, porquegeneran mayor proporción de óxidos de nitrógeno.Como referencia adicional, el Buró de Minas rusoestima que la toxicidad del NO2puede ser hasta 6,5veces mayor que la del CO a una concentración molardada, de acuerdo a la siguiente relación referencial:Y = XCO + 6,5 XNO2En donde 6,5 es el factor de toxicidad relativa.Y, expresaun simple número que se refiere al total de gases tóxicosy donde XCO y XNO2son volúmenes específicos enlitros, dados por la concentración de los gases en mg/litro, el peso de la carga y la presión de gas despuésde la explosión, según ello:XCO = a x 1 000 x 0,08 x V x P (litros)m x 100CAPÍTULO 3
    • 46XNO2= b x 1 000 x 0,053 x V x P (litros)m x 100donde:V : volumen libre obtenible en la atmósfera(volumen total-volumen de roca).P : presión de gas después de la explosión.a y b : concentraciones en mg/litro de CO yNO2respectivamente.m : masa.Según el Instituto de Salud Ocupacional, los límitespermisibles para exposición normal de 8 horas enlabores subterráneas son:GAS VALORES PERMITIDOSMonóxido de carbono (CO) 50 ppmDióxido de nitrógeno (NO2) 5 ppmDióxido de carbono (CO2) 0,5 %Los gases tóxicos no son permanentes en la nube dehumos y polvo formada por la explosión, sino que segeneran inicialmente en determinado volumen y semantienen como tóxicos durante un determinadotiempo, para después disiparse haciéndose inocuos,según la disponibilidad de oxígeno libre en el ambiente,así CO pasa a CO2y NO a NO2, menos letales.Es en este período de tiempo “activo” en el que setiene que evitar el contacto con el personal en laslabores subterráneas.La presencia de concentración de estos gases ademásde su persistencia a permanecer en ambientesconfinados depende de varios factores:1. De la formulación del explosivo y su balance deoxígeno en la detonación.2. De una eficiente iniciación con un cebo potente yadecuado para llegar a la detonación lo másrápidamente posible.3. Del tipo y confinamiento de la labor, laboressubterráneas ciegas con ventilación deficiente,labores ventiladas mediante chimeneas, ductos oextractores de aire y labores en superficie. De lascondiciones del frente de trabajo; tipo de roca,flujo mínimo de aire, humedad, vehículosmotorizados en trabajo, etc.En términos generales, las condiciones ambientalestienen mayor incidencia en la permanencia de estosgases en las labores después del disparo que lacomposición propia del explosivo. La norma generalobligatoria debe ser la de permitir el reingreso delpersonal solamente cuando se tenga seguridad de quelos gases se hayan disipado. El tiempo necesario paraque esto ocurra tiene que ser establecido y controladoperiódicamente por el Departamento de Seguridad dela mina o túnel con instrumental adecuado.CAPÍTULO 3
    • 47Q. Balance de oxígenoExpresado en gramos de oxígeno por 100 g deexplosivo, se calcula a partir de la ecuación de reacciónquímica.Es importante en la formulación de la mezcla explosivapara asegurar una completa combustión con la máximapotencia y mínima producción de gases tóxicos, siendonecesario controlar la proporción de oxígenosuministrado a los componentes combustibles (añadirloo restarlo según convenga) para que logren su mayornivel de oxidación.En el cálculo para explosivos a emplearse en trabajossubterráneos mal ventilados debe incluirse la envolturade papel o de plástico.El balance de oxígeno se expresa como porcentaje deexceso (+) o deficiencia (-) de oxígeno en la mezcla. Elmargen de seguridad de +2 a +5 como tope,buscando un promedio de +2 a +3 como ideal. Si esmayor a +5 el nitrógeno se oxidará formando NO yNO2tóxicos, si es menor a +2 se formará CO,igualmente tóxico. Con un balance igual a cero seobtendrá la máxima energía, pues todos losingredientes reaccionarán completamente.El balance de oxígeno de un explosivo es la sumaalgebraica de los balances de oxígeno de los variosingredientes que lo componen. Cada ingrediente seobtiene multiplicando su balance de oxígeno por elporcentaje de estas sustancias presentes en la mezcla.R. DensidadEs la relación entre la masa y el volumen de un cuerpo,expresada en g/cm3. Prácticamente expresa la masaen gramos de una sustancia contenida en un volumende 1 cm3. En los explosivos tiene influencia determinantesobre la velocidad de detonación y la sensibilidad.La densidad propia o “de masa” de los explosivos varíaentre 0,8 a 1,6 g/cm3en relación con la unidad (aguaa 4°C y 1 atm).Puede medirse con densímetro, picnómetro, balanzahidrostática y otros instrumentos. Es la descrita en loscatálogos.Si un explosivo encartuchado posee una densidadmayor de 1 g/cm3, tenderá a hundirse en un taladrode voladura inundado, por lo contrario si la densidades menor que 1 g/cm3, tenderá a flotar (si en el aguaexisten grandes cantidades de sólidos en suspensión osales disueltas y la inmersión será lenta o difícil).Los explosivos tienen cada cual sus límites superior einferior de densidad; cuando por cualquier razónqueden fuera de estos límites se dice que su densidades “crítica” o “de muerte”, porque perderán suscaracterísticas al momento de la detonación, llegandoincluso a no reaccionar.En los agentes de voladura granulares la densidadpuede ser un factor crítico dentro del taladro, pues sies muy baja se vuelven sensibles al cordón detonanteaxial, que los comienza a iniciar en régimen dedeflagración antes que arranque el cebo o booster, ode lo contrario si es muy alta no detonan (es el caso deinsensibilidad por incremento de la densidad bajopresión).La densidad es un elemento importante para el cálculode la cantidad de carga necesaria para una voladuray usualmente varía entre 0,75 g/cm3y 1,0 g/cm3enlos agentes de voladura granulares; entre 0,9 g/cm3y1,2 g/cm3en las dinamitas pulverulentas; y entre 1,2g/cm3a 1,5 g/cm3en las gelatinas, hidrogeles,emulsiones y explosivos primarios como el TNT.Generalmente, cuanto más denso sea un explosivo,proporcionará mayor efecto de brisance o impacto,razón por la que en las columnas de carga combinadasse coloca al más denso al fondo.Densidad de carga o efectivaEs la relación entre la masa del explosivo dentro deltaladro y el volumen del taladro ocupado por esa masa,definida por la siguiente fórmula:dc = (Q x 1,97)/((Ø)2x L)donde:dc : densidad de carga, en g/cm.Q : masa del explosivo en el taladro, enkg.Ø : diámetro del taladro, en pulgadas.L : longitud de la carga, en m.Aplicada para calcular la cantidad de carga en el diseñode voladuras.Ejemplo: Un explosivo de 2¼” de diámetro por 24” delongitud en cuya caja de 25 kg caben 11 cartuchos,tiene una densidad de masa de 1,45 g/cm3. Se cargaen un taladro de 3” de diámetro sin deformación porsu rigidez, su densidad de carga será:Q : 25/11 = 2,27 kgØ : 3”L : 24 x 2,54/100 = 0,61 mentonces:dc = (2,27 x 1,97) / ((3)2x 0,61) = 0,81 g/cm3También definida como grado de confinamiento. Sepuede igualmente estimar mediante la siguientefórmula práctica:dc = 0,34 x Øe x (ρe)2CAPÍTULO 3
    • 48donde:dc : densidad de carga (en lb/pie detaladro).0,34 : coeficiente para determinación.Øe : diámetro de la columna explosiva enpulgadas (para carga a granel serefiere al diámetro del taladro, y paraencartuchados al del explosivo).ρe: gravedad específica (densidad delexplosivo g/cm3).Y también se determina como concentración lineal decarga “q”, en un taladro de diámetro “Ø” y unadensidad “ρe”, se calcula a partir de:q (kg/m) = 7,854 x 10-4x ρex (Ø)2,donde:ρe: densidad de explosivo, en g/cm3.Ø : diámetro de carga, en mm.En la práctica, cuando se llena un taladro perfectamentesin dejar el menor espacio desocupado se tiene pordefinición una densidad de carguío = 1. Cuando sellena sólo a un X% de su espacio ocupando por ejemplo85%, la densidad de carguío es de X/100, en este casotendremos dc = 0,85.Por regla general, en el fondo de los taladros, que esdonde se necesita mayor concentración de energía parael arranque de la roca, se utilizan explosivos más densoscomo son las gelatinas, hidrogeles y emulsiones;mientras que en las cargas de columna se requierenexplosivos menos densos, como son los pulverulentosy los de base ANFO.CARACTERÍSTICAS QUE DETERMINANASPECTOS DE SEGURIDAD EN SU MANIPULEO,ALMACENAJE Y USOA. HigroscopíaMientras que la resistencia al agua es la capacidadpropia de un explosivo para rechazar o retardar lapenetración de agua, la higroscopicidad es la capacidado facilidad para absorber agua del medio ambiente yhumedecerse. Así por ejemplo, el nitrato de amonio esaltamente higroscópico, mientras que la gelatinaexplosiva lo es muy poco. Depende de su composiciónquímica y de las condiciones del medio ambiente.El papel parafinado de los cartuchos de dinamita losprotege de la humedad y relativamente del agua, porlo que se recomienda mantenerlos guardados en susbolsas de plástico selladas hasta el momento deutilizarlos, y no cortarlos al emplearlos en taladroshúmedos.Los hidrogeles y emulsiones por naturaleza tienenelevada resistencia al agua, haciéndose másimpermeables por sus fundas de polietileno. Puedencargarse sin funda en taladros con agua estática, perose recomienda mantenerlos con funda en el caso deagua dinámica (surgente o circulante) para evitar quesu masa se lave o disgregue.No debe confundirse con el grado de humedad que serefiere al contenido de agua en un instantedeterminado, que ha sido introducida en la sustanciaexplosiva junto con sus demás componentes duranteel proceso de su formulación, o adquiridaposteriormente.B. EstabilidadEl hecho de que un compuesto químico esté sujeto auna descomposición muy rápida cuando es calentadoindica que hay inestabilidad en su estructura. Los gruposcomunes a los explosivos como nitratos, nitros, diazosy azidas están instrínsecamente bajo tensión interna,el aumento de tensión por calor u otro estímulo puedeproducir ruptura súbita de sus moléculas conduciendoa una reacción explosiva.Debe distinguirse la “estabilidad física”, importante parael comportamiento del explosivo en el medio ambienteque lo rodea y para su propio manipuleo, de la“estabilidad química”, que es de primera importanciapara estimar el curso de una descomposición que puedeocurrir en algunos componentes como losnitrocompuestos debido a deficiente purificación,temperatura, humedad, etc. que puede llegar a serautocatalizada por los productos ácidos de la mismareacción y en ciertos casos llegar a producir igniciónespontánea.Los explosivos deben ser estables y no descomponerseen condiciones ambientales normales. La estabilidadse controla por medio de varias pruebas de corta ylarga duración, siendo la más empleada la Abel Test,que consiste en el calentamiento regulado de unamuestra del producto explosivo durante un tiempodeterminado a una temperatura específica,observándose si se presenta algún cambio medianteuna tira de papel indicador, o el momento en el que seinicia su composición. Como ejemplo, la nitroglicerinase ensaya en tubo de vidrio sumergido durante 20 ó30 minutos en aceite a 80° C.CAPÍTULO 3
    • 49CAPÍTULO 3
    • 50C. La degradación o envejecimientoEl tiempo, la humedad y los cambios de temperaturaafectan a las propiedades físicas y características detiro de los explosivos, reduciendo paulatinamente suvida útil. (ejemplo: a los explosivos plásticos), cuyaestructura de gel cambia con el tiempo, disminuyendosu plasticidad y viscocidad por pérdida de burbujas deaire de la masa, que son generadoras de puntoscalientes para la detonación. Otros sufren degradaciónpor endurecimiento o exudación hasta el punto deinutilizarse.El almacenaje prolongado sin deterioro o pérdida desus propiedades originales es un factor importante parala selección de explosivos. Se determina mediantepruebas de larga duración en depósito denominadaslife test, las dinamitas, por ejemplo, tienen una vidaútil (shelf life) mayor de un año, mientras que para loshidrogeles y emulsiones en muchos casos no es mayorde seis meses.D. SensibilidadEs una medida de la facilidad con la que se puedeiniciar una reacción explosiva fortuita o no prevista. Elque un explosivo sea más o menos sensible dependede su composición molecular, densidad, confinamiento,tratamiento recibido, tamaño y distorsión de suscristales, incremento de temperatura y otros factores.Los explosivos son sensibles en mayor o menor gradoa diferentes factores externos, que pueden ocasionarsu disparo eventual o prematuro o, por lo contrario,desensibilizarlos. Entre ellos tenemos:- Al efecto mecánico (stress), como impacto yfricción.- A la temperatura ambiente (calor y frío extremos).- A la chispa eléctrica y no eléctrica, al fuego.- A la humedad prolongada.- A la carga iniciadora (detonador o cebo), a lasbalas y otros medios.a. Sensibilidad al golpeMuchos explosivos pueden detonar fácilmente porefecto de impacto o fricción. Por seguridad esimportante conocer su grado de sensibilidad a estímulossubsónicos, especialmente durante su transporte ymanipuleo. Es pues la medida del impulso requeridopara iniciar una reacción explosiva por impacto.Usualmente se determina la resistencia al golpemediante la prueba de sensibilidad del martillo deimpacto (kast), que consiste en colocar en un yunqueespecial una muestra de 0,1 g de explosivo sobre laque se deja caer un peso de acero de 1; 2; 5 ó de 10kg desde diferentes alturas, para observar si explota, ycon qué peso y altura de impacto reacciona.Como referencia aproximada del grado de sensibilidadcon pesa de 2 kg, el fulminato de mercurio detona conuna altura de caída de 1 a 2 cm, la nitroglicerina con4 a 5 cm, la dinamita con 15 a 30 cm, y los explosivosamonicales con caídas de 40 a 50 cm. Se expresa en“cm de altura” de caída de la pesa a la que ocurre ladetonación, o en Joules, indicando la energía de lapesa al caer sobre la muestra. Cuanto más elevado elvalor más, seguro el explosivo.La explosión por impacto probablemente ocurre por laformación de zonas calientes dentro de la masa delexplosivo (hot spots), creyéndose que éstas resultan dela compresión adiabática de pequeñas burbujas deaire y por fricción entre los granos de material inerte ylos cristales explosivos, o por calentamiento viscoso deaquellos con rápida fluidez.La sensibilidad a la fricción se puede determinarfrotando o restregando una pequeña cantidad deexplosivo en un mortero de porcelana sin vidriar. Lamuestra a ser ensayada se compara con otra muestrapatrón o estándar, efectuándose el rasgado con unpistilo móvil mecánicamente sobre el plato deporcelana, con diversos pesos sobre el pistilo (MétodoJulius Peter). El frotamiento también se puede efectuarentre dos superficies de porcelana para ver restos decarbonización o deflagración.b. Sensibilidad al calorLos explosivos al ser calentados gradualmente llegana una temperatura en que se descomponenrepentinamente con desprendimiento de llamas ysonido, que se denomina “punto de ignición”. (En lapólvora está entre 300 a 350°C y en los explosivosindustriales entre 180 a 230°C).Esta cualidad es diferente de la sensibilidad al fuego ollama abierta, que indica su facilidad de “inflamación”.Así, a pesar de su buen grado de sensibilidad al calor,la pólvora es muy inflamable, explotando hasta conuna chispa (lo mismo ocurre con la nitrocelulosa y lagelatina explosiva).E. Resistencia a las bajas temperaturascongelaciónCuando la temperatura ambiente está debajo de los8°C las dinamitas de nitroglicerina tienden acongelarse, lo que se previene añadiendo a lanitroglicerina una cierta cantidad de nitroglicol, quehace bajar su punto crítico de congelación a unos 20°Cbajo cero.Con el frío extremo la dinamita se endurece pero nopierde sus propiedades de detonación. Al contrario, lamayoría de hidrogeles y emulsiones sensibles aldetonador suelen perder sus cualidades con el fríoextremo y no detonan.CAPÍTULO 3
    • 51F. DesensibilizaciónEs importante mencionar que en muchos explosivosindustriales ocurre que la sensibilidad disminuye alaumentar la densidad por encima de determinadovalor, especialmente en los agentes que no contienenun elemento sensibilizador como nitroglicerina, TNT uotros, pudiendo llegar al extremo de no detonar. Puedeser producida por:- Presiones hidrostáticas, mayormente en taladrosprofundos.- Presiones dinámicas, presentándose tres casos entaladros de voladura:a. Desensibilización por cordón detonanteiniciadorDependiendo del diámetro de la carga, los cordonesdetonantes axiales de menor gramaje no llegan a iniciarcorrectamente a los hidrogeles ni a las emulsiones, eincluso pueden hacerlos insensibles a otros sistemasde cebado acoplados. En este caso un cordón débillos iniciará sólo en parte a lo largo del núcleo de lacolumna explosiva y, a lo más creará un régimen dedetonación débil.b. Desensibilización por efecto canalSi una columna de explosivo encartuchado se introduceen un taladro de mayor diámetro, la detonación de lacarga avanza acompañada paralelamente por un flujode gases sobrecalentados que se expandenrápidamente por el espacio anular vacío,comprimiendo al aire y éste, a su vez, al explosivo, pordelante del “frente de detonación”, creando un súbitoincremento de su densidad que ocasiona sudesensibilización. Esto paraliza el avance del procesode detonación originando un “tiro cortado”.c. Desensibilización por presiónEjercida por cargas adyacentes, que puedan ocurrirpor varios motivos en taladros relativamente cercanos:infiltración de los gases de explosivos a través de grietas;compresión de la carga por empuje del taco; por pasode la onda de choque generada por otras cargas quesalen fracciones de segundo antes; desviación odeformación lateral de los taladros que acercan a lascargas explosivas entre sí, y otros fenómenos más.Por lo general los hidrogeles y emulsionesencartuchadas en pequeños diámetros son mássusceptibles a estos fenómenos que las dinamitas.Las dinamitas están mucho menos sujetas que losdemás altos explosivos sensibilizados y que los agentesde voladura a fallas de iniciación, fallas por transmisióno simpatía en el taladro, al fenómeno dedesensibilización por alta presión hidrostática entaladros profundos, así como al efecto canal y los otrosmotivos mencionados, pero debe tenerse en cuenta quepueden llegar a detonar fortuitamente si reciben unfuerte impacto.CAPÍTULO 3
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    • 53CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO4O4O4O4O4
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    • 55CLASIFICACIÓN DE LAS ROCASDada la amplitud de los conceptos geológicos, sólocomo referencia se presenta una descripción elementalde los tres grupos en los que se las ha clasificado, porsu origen y características:A. Rocas ígneas.B. Rocas sedimentarias.C. Rocas metamórficas.A. Rocas ígneasProceden del magma interior fundido, presentándosepreferentemente como intrusiones y lavas. Por su origeny textura se clasifican como:a. Intrusivas o plutónicasB. Extrusivas, efusivas o volcánicasc. Filonianas o hipoabisalesa. Rocas ígneas intrusivasLas rocas intrusivas, se enfriaron lentamente aprofundidad, por lo que se presentan como grandescuerpos subyacentes (batolitos), muestran texturagranular gruesa, donde los cristales de sus mineralescomponentes presentan dimensiones aproximadamentesimilares entre sí e intercrecimiento, por lo que tambiénse las denomina rocas cristalinas. Ejemplo: granito,gabro, diorita.b. Rocas ígneas extrusivasLas rocas extrusivas se enfriaron bruscamente a pocaprofundidad o en la superficie, por lo que no todos suscomponentes pudieron cristalizar simultáneamente;más bien, la mayoría no tuvo tiempo de hacerlo,quedando como una matriz de grano fino que englobaa algunos cristales mayores dispersos (fenocristales),por lo que también se les denomina rocas porfiríticaso pórfidas. Algunas son muy densas (como el basalto)mientras que otras son ligeras como los tufosvolcánicos, e incluso porosas como la pómez.Normalmente se presentan como mantos o capas delavas y cenizas volcánicas. Ejemplo: basalto, andesita,riolita, tufo tipo sillar.c. Rocas ígneas filonianasLas rocas filonianas, de textura granular fina eintermedia, densas y generalmente oscuras, sepresentan como diques e interestratificaciones porinyección en grietas o fallas preexistentes en rocas másantiguas. Ejemplo los diques de turmalina, depegmatita, lamprófidos y otros.Las rocas ígneas en general, son densas, duras ycompetentes, Pero tienden a descomponerse por accióndel intemperismo y otros procesos de alteración quepaulatinamente las transforman en arcilla, caolín, sílicey otros detritos. Su enfriamiento dio lugar a la formaciónde sistemas de fisuras de contracción (disyunción) quemuchas veces son típicos para cada tipo de roca (cúbica,columnar, tubular, etc.) los que inciden directamenteen el resultado de las voladuras, mayormente con lapreformación de bolonería.B. Rocas sedimentariasSe han formado por la desintegración de rocaspreexistentes, cuyos detritos fueron transportados,acumulados y compactados en extensas cuencasmarinas durante muy largos períodos de tiempo.También por la descomposición y acumulación devegetales y vida animal o por la precipitación químicay decantación de soluciones minerales. La enormepresión soportada por su propio engrosamiento las haconsolidado en formas invariablemente estratificadaso bandeadas (litificación o diagénesis), estratos omantos que posteriormente han sido intensamenteplegados y fallados por eventos tectónicos. Por tanto,aparte de los planos de separación entre capas,muestran complejos sistemas de fisuras de tensión(diaclasas), que indudablemente también influyen enla mecánica de voladura.Las rocas sedimentarias no muestran cristales sinofragmentos irregulares o granos redondeados, detamaños y distribución variables, con o sin cemento deligazón, siendo por tanto sus texturas desde fragmentalgruesa hasta muy fina y compactada:a. Las detríticas o clásticas se clasifican por eltamaño de sus granos en:1. Gruesas (sefitas). Ejemplo: brechas,conglomerados, gravas.2. Medias (psamitas). Ejemplo: areniscagrauwaca, arcosas.3. Finas (pelitas). Ejemplo: pizarras, lutitas,arcillas, filitas.b. Las orgánicas y químicas se clasifican por sucomposición en:1. Calcáreas. Ejemplo: calizas, travertinos,canchales.2. Silíceas. Ejemplo: cuarcitas, silex, diatomita.3. Alumínicas. Ejemplo: laterita, bauxita.4. Ferruginosas. Ejemplo: limonita, taconita.5. Salinas. Ejemplo: yeso, anhidrita, gema.6. Carbonáceas. Ejemplo: lignito, antracita.8. Fosfáticas.C. Rocas metamórficasResultan de la transformación profunda de rocas ígneaso sedimentarias por calor, grandes presiones y cambiosquímicos debidos a fenómenos geológicos de granmagnitud, como los de granitización.CAPITULO 4ROCAS GENERALIDADES Y CLASIFICACIÓN
    • 56Estas rocas permanecieron esencialmente sólidas duranteel proceso de cambio, reteniendo algunas de suscaracterísticas originales, por lo que suele decirse quehan sido «recocidas” (cuando el fenómeno esesencialmente térmico, a alta presión y sin cambios decomposición, se denomina Metamorfismo Isoquímico,pero cuando además se producen cambios decomposición por migración y sustitución de materialesmediante procesos de alteración, como los de silisificación,propilización o cloritización, se denomina metasomático).Como la composición, textura y dureza son variablesaún en un mismo yacimiento, su reconocimientopráctico se basa en aspectos físicos notorios como laexfoliación en láminas (pizarras, filitas, esquistos) ocomo el bandeamiento (gneiss) y también por el origende la roca madre (gneiss y micacita provenientes degranito; mármol, proveniente de caliza; filitaprocedente de pizarras o lutitas; también son laserpentina, skarn y hornfel).SELECCIÓN DE ROCAS PARA VOLADURAPara propósitos de voladura las rocas suelen serclasificadas en dos grandes grupos:A. Rocas ígneas y metamórficasSon usualmente las más duras de perforar y difícilesde volar. Por su origen plutónico o volcánico estánasociadas a disturbios tectónicos que las hancontorsionado y fisurado, mostrando planos de clivajeno regulares y amplia variación de su estructuragranular. Pueden calificarse bajo dos subdivisiones:a. La primera subdivisión cubre a las degranulometría fina y aquellas cuyas propiedadeselásticas tienden a absorber la onda de shockgenerada por la voladura antes que a quebrarse.Ejemplos: filitas, gneiss, micasquisos, hornfels.b. La segunda subdivisión cubre a las rocas degranulometría gruesa como el granito, diorita yalgunas cuarcitas silisificadas, algunas vecesdifíciles de perforar y muy abrasivas por sucontenido de sílice, pero que usualmente sefragmentan con facilidad en la voladura.B. Rocas sedimentariasEn estas rocas el espesor del bandeamiento varía deacuerdo al tiempo de acumulación y la naturaleza deorigen. Cuanto más masivas sean y cuanto más definidoy amplio el bandeamiento, más difíciles son de volareficientemente. La perforabilidad dependerá más desus propiedades abrasivas que de su misma dureza.Algunas areniscas y calizas pueden presentar problemasdifíciles de voladura. En particular, las rocas de granogrueso con una matriz débil requieren consideracionesespeciales porque en los disparos tienden más acompactarse o abobedar antes que a romperseclaramente.CLASIFICACIÓN TIPO ASPECTO FÍSICO FAMILIAPOR SU ORIGENPlutónicas o Textura granular, gruesa Granitointrusivas Cristalización gruesa, a profundidad DioritaHipoabiasales Textura media Pegmatitaso filonianas Cristalización cerca a superficie Dikes variosÍGNEASVolcánicas o Textura fina Vítrea:efusivas Cristalización en superficie ObsidianaFelsíticas:RiolitasLavas o derrames Porfídicas:AndesitasPiroclastos o cenizas Fragmentales:BrechasMecánicas Formadas por transporte y Areniscasdeposición mecánica de detritos GravasQuímicas: CalizasSEDIMENTARIAS Por solución y deposición oprecipitación químicaQuímicas Orgánicas: Calizas yPor deposición de restos orgánicos DiatomitasRegionales por GneissorogénesisMETAMÓRFICASDe contacto o Térmico, Hidrotermal Mármollocales (Acción de soluciones y calor)CAPÍTULO 4
    • 57AGRUPAMUENTO DE ROCAS POR SUS GRANOS O MINERALES (TAMAÑO Y TEXTURA)I.- Rocas Ígneas (o volcánicas)Rocas Fanerocristalinas (plutónicas) Equivalente de grano fino o vidriado (efusivas)Granito RiolitaCuarzo monzonita Cuarzo latitaGranodiorita RiodacitaTonolita DacitaGabro cuarcífero Basalto cuarcíferoSienita TraquitaMonzonita LatitaDiorita AndesitaGabro BasaltoNefelina FonolitaII.- Rocas SedimentariasSEDIMENTO ORIGINAL ROCA CONSOLIDADA EQUIVALENTE METAMÓRFICOGrava (más de 2 mm) Conglomerado ConglomeradoArena (de 0,02 a 2 mm) de:* Cuarzo principalmente Arenisca Cuarcita* Cuarzo y feldespato Arkosa Arkosa* Fragmentos de rocas Grauwaka GrauwakabásicasSilt (de 0,002 a 0,02 mm)* Laminar Arcilla esquistosa Filita, Esquisto,* Sin láminas Argilita GneissCeniza o polvo volcánico TobaSedimentos calcáreos* Ca CO2principalmente Caliza Mármol* Dolomita principalmente Dolomita Mármol dolomíticoIII.- Rocas MetamórficasTEXTURAMINERALES Densa Granular Pizarrosa Filítica Esquistosa Gnéssica* Cuarzo ---------- Cuarcita ------------ -------------- -------------- -----------------* Cuarzo y mica ---------- ---------- ------------ Esq. cuarcífero -------------- -----------------* Metamórficosde contacto Horn Feld ------------ -------------- -------------- -----------------* Clorita ------- ------- Pizarra Filita Esq. clorítico -----------------* Mica ------- ------- Pizarra Filita Esq. micáceo Gneiss Micáceo* Mica con cuarzoy/o feldespato ------- ------- Pizarra Filita Esquisto Gneiss*Hornblenda ------- Anfibolita --------- -------------- Esq. de Gneiss dehornblenda hornblenda* Calcita Mármol Mármol --------- -------------- -------------- -----------------* Dolomita Mármol Mármol --------- -------------- -------------- -----------------* Silicato calcáreo Skarn Skarn --------- -------------- -------------- Skarn* Serpentina --------- Serpentina --------- -------------- Serpentina -----------------CAPÍTULO 4
    • 58CARACTERÍSTICAS DE LA ROCALas características geológicas y mecánicas, ademásde las condiciones del estado de las rocas a dinamitar,determinarán realmente el tipo de explosivo quedeberá emplearse para fracturarlas eficiente yeconómicamente. Por ello, es muy importante queademás de conocer las propiedades del explosivo setenga en cuenta el grado de afectación que puedanpresentar algunos parámetros de la roca como:A . Densidad o peso específico.B . Compacidad y porosidad.C . Humedad e inhibición.D . Dureza y tenacidad.E . Frecuencia sísmica.F . Resistencia mecánica a la compresión y tensión.G . Grado de fisuramiento.H . Textura y estructura geológica. Variabilidad.I . Coeficiente de expansión o esponjamiento.A. Densidad o peso específicoCaracterística importante y resolutiva de las rocas yminerales inherente a su propia estructura molecular.Se define como la relación entre la masa del materialy su volumen, siendo un factor ampliamente usadocomo indicador general de la mayor o menor dificultadque pueda encontrarse para romper a una roca, y enla práctica se relaciona con la macices y dureza, portanto con el grado de compacidad o porosidad.Como ningún sólido suele encontrarse totalmentecompacto, todos poseen dos volúmenes distintos; elvolumen aparente (Va) que incluye a sus poros, huecose intersticios, y el volumen real (Vr) o absoluto queexcluye a todos ellos; por tanto, según el volumen quese considere, se tendrá también dos tipos de densidad:Una aparente mVay otra real mVrdonde:m : masa de la roca.La real es siempre mayor que la aparente y también sedenomina “peso específico”. En las rocas muycompactas ambos valores pueden casi coincidirmientras que en las porosas la aparente se mantendrásiempre por debajo de la real.Como el volumen real de una roca puede ser imposiblede obtener se reduce una muestra a polvo fino (conpartículas menores de 2 mm de diámetro) y se comparacon el peso de un volumen igual de agua destilada a4°C, cuya densidad es 1, empleándose paradeterminarla un pignómetro o un volumenómetro.Tratándose de rocas y materiales pétreos como elmármol, la densidad se expresa en kg/m3.Como regla general las rocas densas para fracturarseadecuadamente requieren de explosivos de alta presiónde detonación, mientras que las menos densasrequieren de explosivos de menor rango. Sin embargo,algunas rocas relativamente densas y porosas parecenabsorber la energía de la explosión haciendo difícil sufracturaciónDENSIDAD Y PESO ESPECÍFICO DE ALGUNAS ROCAS Y MINERALESd = Peso / Volumen, Base: agua destilada a 40° C = 1,00 (g/cm3.)Densidad Aparente: P/V aparente (con poros y cavidades incluídas)Densidad Real: P/V real (con el material molido)Métodos usados: Pignómetro, balanza hidrostática, líquidos pesados.Referencias: Dana, Klockman, Samso, Griffit.DENSIDAD APARENTE EN ROCAS EN kg/m3Arcilla 1.720 (Banco) Micasquisto 2.500 a 2.900Arenisca 2.200 a 2.480 Norita 2.700 a 3.000Arenisca gris 2.000 a 2.800 Nefelina sienita 2.500 a 2.700Arena seca 1.780 a 2.140 Olivino 3.100Andesita 2.220 a 2.790 Pizarra 2.700 a 2.800Anortita 2.600 a 2.900 Pumita (Pómez) 0.800Antracita 1.250 a 1.450 Porfirita 2.500 a 2.600Baritina 4.450 Pórfidos varios 2.490 a 2.800CAPÍTULO 4
    • 59Basalto 2.770 a 3.280 Peridotita 3.100 a 3.300Brucita 2.300 a 2.400 Riolita 2.400 a 2.600Caliza 2.600 a 2.900 Rocas trapeanas 2.600 a 2.800Caliza ligera 1.800 a 2.790 Traquita 2.600Conglomerado 2.280 a 2.800 Tierra común 1.540 a 2.000Cuarcita 2.400 a 2.650 Talco (banco) 2.600 a 2.800Diorita 2.700 a 2.950 Tufos 2.000 a 2.600Diabasa 2.820 a 3.100 Sienita 2.800Dolomita 2.800 a 2.900 Serpentina 2.600Dacita 2.460 Sal Gema 2.160 a 2.600Granito 2.639 a 2.750 Yeso 2.330 a 3.300Gabro 2.850 a 3.000 Mineral de hierro en bancoGrauwaca 2.500 Magnetita 5.000 a 5.200Gneiss 2.600 a 3.120 Hematita 4.500 a 5.300Gravas varias 1.840 a 2.000 Siderita 3.000 a 3.900Lutita 1.750 a 2.100 Pirita 4.500 a 4.900Lutita negra 2.400 a 2.800 Limonita 2.700 a 4.300Marga 1.500 a 2.000Mármol 2.600 a 2.730Para cálculos de voladura puede estimarse el promedio, aunque es preferible medirlo en cada casopara tener patrones estandarizados.PESO ESPECÍFICO DE ALGUNOS MINERALES (g/cm3)Apatito 3,16 a 3,22 Galena 7,4 a 7,6 Rejalgar 3,6Aragonito 2,95 Granate 3,2 a 4,2 Rodocrosita 3,5Anhidrita 2,8 a 3,0 Greenockita 4,9 Rutilo 4,2 a 4,3Azufre 2,0 Halita (Sal) 2,2 a 2,3 Topacio 3,52 a 3,57Augita 3,2 a 3,6 Espinela 3,5 a 4,1 Turmalina 2,9 a 3,2Blenda 3,9 a 4,2 Epídota 3,3 a 3,5 Tetrahedrita 4,6 a 5,1Barita 4,3 a 4,6 Estibina 4,6 Wolframita 7,2Bauxita 2,5 a 3,0 Energita 4,5 Yeso 2,31 a 2,34Bismutina 6,7 Hornblenda 3,1 aprox. Arsénico 5,7 (metal)Casiterita 6,8 a 7,1 Fluorita 3,15 a 3,20 Antimonio 6,7 "Calcopirita 4,1 a 4,3 Leucita 2,45 a 2,50 Bismuto 9,8 "Calcosina 5,75 Magnetita 5,0 a 5,2 Cobre 8,9 "Crisocola 2,1 Marcasita 4,8 a 4,9 Cadmio 8,6 "Calcita 2,72 Molibdenita 4,7 Fierro 7,84 "Cuarzo 2,05 a 3,53 Nefelina 2, 58 a 2,64 Molibdeno 9,0 "Corindón 3,9 a 4,2 Ópalo 1,9 a 2,5 Mercurio 13,5 "Cerusita 6,55 Olivino 3,3 a 3,5 Tungsteno 17,0 "Cinabrio 8,1 Oligisto 4,9 a 5,1 Oro 19,3 "Diamante 3,50 a 3,53 Ortoza 2,55 a 2,8 Plata 10,5 "Dolomita 2,8 a 2,9 Pirita 4,9 a 5,1 Plomo 11,3 "Siderita 3,7 a 3,9 Plagioclasa 2,62 a 2,74 Zinc 7,2 "CAPÍTULO 4
    • 60B. Compacidad y porosidadLa compacidad es la relación de la densidad aparentea la densidad real:C = da = Vr ,dr Vacuyo valor se aproximará más a la unidad cuanto másdensa sea la roca.La porosidad es la relación del volumen total de loshuecos existentes en una roca a su volumen aparente.P = 1 – C = 1 – da = dr – da = Va – Vrdr dr VaAl aumentar la compacidad hacia 1,que es el valorlímite, la porosidad tenderá a cero. La porosidad seexpresa siempre en porcentaje del volumen aparentedel sólido tomado como unidad, llamándose«coeficiente de porosidad» a la siguiente expresión:(dr – da) x 100 = % de porosidad,drque también se denomina “absoluta” porque consideraa todos los huecos existentes en la roca. Pero se debedistinguir entre los huecos inaccesibles o internos y loshuecos accesibles o externos. La diferencia de los dostipos es el volumen total de huecos (Va – Vr). Según seconsidere solamente los huecos accesibles o ladiferencia de ambos, se tendrá dos clases de porosidad,una absoluta o real y otra aparente. El volumen deporos accesibles se expresa por la diferencia: Pe - Ps,donde Pe es el peso del material embebido en agua apeso constante y Ps es el peso del material desecado apeso constante. La porosidad “aparente” se obtienedividiendo esta diferencia por el volumen aparente.Pa = Pe – PsVaC. Expansión o esponjamientoEs el aumento de volumen que se produce en el materialrocoso al excavarlo. Se expresa mediante porcentajede aumento sobre el volumen original en el banco,denominándose “factor de conversión volumétrica oFCV” a la relación entre la densidad del material sueltoy la del material en el banco, expresándose enporcentaje:FCV = kg x m3de material sueltokg x m3de material en el bancoy luego: % de expansión, igual a:%E= 1D. Humedad e imbibiciónTodos los materiales pétreos poseen cierta humedadnatural como resultado del contenido de agua retenidaen sus poros e intersticios. El grado de esta humedadpuede determinarse hallando la diferencia de pesoentre la roca tal como se presenta en su estado natural(ph) y el peso de la misma muestra después desometerla a un proceso de desecación.Grado de humedad = ph – psdonde:ph : peso húmedops : peso secoSe denomina “imbibición” a la capacidad de las rocaspara saturarse de agua, la misma que se determinamediante un recipiente de saturación en el que se colocauna muestra seca a la que se agrega agua adeterminados intervalos de tiempo (hasta 1/3 de su alturaal inicio, luego hasta 2/3 a las 2 h y cubriéndolatotalmente a las 20 h) para después efectuar una seriede pesadas hasta llegar a encontrar entre ellasdiferencias menores a 0,1 g punto en el que se consideraque el material está embebido a peso constante.Normalmente la humedad natural de las rocas nopresenta mayor problema para el empleo de lamayoría de los explosivos, pero si el nivel de saturaciónes alto será necesario emplear explosivos con resistenciaal agua, como las gelatinas y los slurries. En muchoscasos el nivel de saturación es incrementado por aguafreática que discurre a través de las fisuras, diaclasaso planos de estratificación de la roca la que deinmediato se acumula en los huecos que se perforanpara la voladura, lo que sí obliga a emplear explosivosdel mayor nivel de resistencia al agua.La porosidad y la humedad influyen en el rango detransferencia de las ondas de detonación de la voladura,por lo general amortiguándolas, lo que deberá tenerseen cuenta al momento de planificar el disparo.E. Dureza y tenacidadLa dureza y cohesión de las rocas y minerales dependende los enlaces entre moléculas constituyentes. Engeneral la dureza aumenta con la densidad delempaquetamiento atómico y la disminución del tamañode los iones.Técnicamente por “dureza” se entiende a la resistenciaal corte y penetración que presentan las rocas a laperforación, pero en la práctica se ha hecho comúnemplear el término para indicar su comportamientoen la voladura clasificándolas como: duras, intermediasy blandas. Es la “tenacidad” realmente la resistencia ala rotura, aplastamiento o doblamiento por lo quedeberíamos procurar el empleo de los términos de:tenaces, intermedias y friables para indicar sucomportamiento ante los explosivos.FCVCAPÍTULO 4
    • 61De acuerdo a su tenacidad los minerales individualespueden ser: sectiles (yeso), maleables (plata), flexibles(talco), elásticos (mica) y frágiles, siendo tambiénconocidas sus formas de fractura (plana, paralela,irregular, concoidal, etc.).Una escala de dureza muy conocida es la de Mohs queva de 1 a 10 y se basa en la facilidad de rayado de losminerales. También se tiene varias clasificaciones derocas por su “dureza relativa” como la de Protodiakonov,que ayudan en la determinación de las característicasdel material para su voladura.10.-DIAMANTE : Raya a cualquier material DIAMANTE Bort .......................... 42,4menos a otro diamante. Carbonado ............... 36,19.- CORINDÓN : (Esmeril) Raya a lamayor parte de minerales Carburo de Boro................................. 19,7menos al diamante.8.- TOPACIO7.- CUARZO : No se deja rayar por Siliciuro de carbono........................... 14,0la lima de acero.6.- FELDESPATO : (Ortoza) Raya los Corindón ............................................. 9,0cristales de ventana.5.- APATITO : Puede ser rayado por Topacio ................................... 8cortaplumas. Cuarzo .................................. 7 LIMAOrtoza ................................. 64.- FLUORITA CUCHILLO3.- CALCITA : Puede ser rayado por Apatito .............................. 5moneda de cobre. Fluorita ........................... 4 COBRECalcita ......................... 32.- YESO : Puede ser rayado por la uña. Yeso ........................... 2 UÑA1.- TALCO : Marca los tejidos. Talco ........................ 1 1,0(Mohs) Resistencia al rayado Dureza relativa (Woodell)4.- Muy duras.- (pórfidos, dikes) - Se sierran con carborundum3.- Duras.- (granito, gneiss) - Se sierran con esmeril y polvos2.- Medianas.- (caliza, mármol) - Se sierran con acero y arenas1.- Blandas.- (travertino, tobas) - Se sierran con sierra de dientes comúnESCALA DE DUREZA (MOHS) PARA ROCAS Y MINERALESTENACIDAD O COHESIÓN DE ROCAS Y MINERALES(Resistencia al aplastamiento, rotura, desgarre, flexión o doblado)1. ALTA: Elástica.- Puede doblarse pero vuelve a su forma original.Flexible.- (Inelástica). Se dobla, pero no recupera su forma.Dúctil.- Suceptible a ser estirada como hilo.Séctil.- Puede cortarse en capas o láminas con la navaja.Maleable.- Se puede moldear con martillo en láminas delgadas.2. BAJA: Quebradiza o Friable.- Salta en fragmentos, fácil de pulverizar. (Las rocas casi en sutotalidad son friables; su grado de fragmentación depende dela tenacidad y de los planos de debilidad estructural que pre-senten, fallas, fisuras, planos de clivaje, etc.).COEFICIENTES DE DUREZA, ABRASIÓN Y TENACIDAD AL GOLPE EN ROCAS VARIASTipo Dureza P.D.N (1) Abrasión (desgaste) (2) Tenacidad P.D.N. (3)GRANITO 95 7% 18,0 4,9 19%ROCAS VERDES 81 10% 20,0 6,5 17%CALIZA 27 22% 2,6 1,9 13%MÁRMOL 56 9% 7,5 2,7 17%ARENISCA 31 23% 1,5 1,8 9%PIZARRA 56 9% 3,3 3,7 17%1.- Altura de rebote de martillo con punta de diamante en cm con el escleroscopio de Shore P.D.N.porcentaje de desviación normal EC = P/S en kg/cm2, donde EC es el esfuerzo.2.- Pérdida de volumen en % de la muestra original por desgaste de molino de acero, a presión de 0,6kg/cm2a 30 rpm ED=V1-V2/S... (ensayo de abrasión Deval, máquina Dorry).3.- Altura de caída de martillo patrón en cm hasta la rotura de la muestra, con probeta de roca de 1" dealtura por 1" de diámetro. PDN: Porcentaje de desviación normal. El granito corresponde a dure-za 6 a 8 en la escala de Mohs.CAPÍTULO 4
    • 62CLASIFICACIÓN DE ROCAS POR SU DUREZA RELATIVA - ESCALA PROTODIAKONOVCOEFICIENTE PESO COEFICIENTECAT. GRADO DE DUREZA TIPO DE ROCADE VOLUMETRICO DEDUREZA t/m3EXPANSIÓNI Extremadamente duras, Cuarcitas y basaltos 20 2,8 a 3,0 2,2altamente tenaces muy duros y densosII Muy duras y tenaces Granitos muy duros 15 2,6 a 2,7 2,2frescos, pórfidosIII Duras, tenaces Granito compacto y 10 2,5 a 2,6 2,2rocas graníticas (ácidas),calizas y areniscas muyduras, conglomeradoscementados, mineralesde hierro compactos,andesita, gneiss.IV Duras, con tenacidad Calizas duras, granito 8 2,5 2,0intermedia blando, areniscas duras,mármol duro, dolomitasV Relativamente duras, Arenisca común, 6 2,5 2,0intermedias minerales de hierro.Esquistos arcillosos yarenáceos, pirita, filitaVI Dureza media, tenaci- Esquisto arcilloso duro, 4 2,8 2,0dad intermedia y baja arenisca dura, calcita,conglomerado blando.VII Semiduras, intermedias Diferentes tipos de es- 3 2,5 1,8a friables quistos no duros, calizaVIII Blandas, Friables Arcilla compacta, hulla 1 1,8 1,3 a 1,4Terrosas, Sueltas Grava, arena suelos, 0,8Loes (acarreo aluvial), 0,5turbaIX Movedizas Detritos, suelos aguados 0,3CLASIFICACIÓN GENERALIZADA DE ROCAS PARA VOLADURATENACES INTERMEDIAS FRIABLESGneiss Riolita Rocas alteradas variasGranito - gabro Andesita SerpentinaAplita Dacita Yeso - anhidritaSienita - monzonita Traquita Pizarra - filitaDiorita - granodiorita Fonolita Lutita - arcilla compactaBasalto - dolerita Obsidiana (vidrio volcánico) Conglomerado y brecha noNorita Toba y brecha volcánica cementadaCaliza silificada Arenisca cementada Carbón - antracitaCuarcita - chert Pizarra metamórfica MargaHematita silícea - hornfeld Caliza - dolomita Caliza ligeraMinerales de hierro densos Mármol - baritina Travertino(magnetita- pirrotita) Conglomerado cementado AreniscaAndesita - dacita frescas Pórfido de cobre Pómez - tufitaPórfidos duros: dikes y Minerales de Cu, Pb, Zn, Sn. Minerales de hierro:lamprófidos duros: dikes y Minerales de hierro Limonita - ocrelamprófidos densos (Marcasita - siderita - hematita - pirita AntracitaCuarzo con oro - wolframio martita) Suelos compactosEl grado de alteración (meteorismo), la presencia y orientación de planos de debilidad (fisuras, clivaje,fallas, etc.) y los cambios físico-químicos producidos por metasomatismo, silicificación, etc., producencambios en la resistencia de las rocas, lo que se debería tener en cuenta para su clasificación paravoladura y uso en obras de construcción.CAPÍTULO 4
    • 63GRADO DE DUREZA - SU INFLUENCIA EN LA PERFORABILIDAD DE LAS ROCASRELACIÓN ENTRE LA DUREZA DE LA ROCA, EL TIPO Y VELOCIDAD DE PERFORACIÓNRoca o mineral Tipo de Dureza Mohs Se raya con: Velocidad deperforadora perforaciónDiamante 10,0 DiamanteCarborundo 9,5 "Zafiro 9,0 "Crisoberilo 8,5 " LentaTopacio 8,0 "Zirconio 7,5 "Cuarcita 7,0 "Chert 6,5 Cuarzo Lenta/mediaRoca trapeana De percusión 6,0 "Magnetita 5,5 VidrioEsquisto 5,0 Navaja MediaApatito 4,5 "Granito 4,0 "Dolomita 3,5 " Media/rápidaCaliza Rotatoria 3,0 Moneda (cobre)Galena 2,5 "Potasio 2,0 UñaYeso 1,5 " RápidaTalco 1,0 "La dureza de la roca, su grado de abrasividad (contenido mineral) y su estructura afectan de distintamanera a la decisión sobre la técnica de perforación a utilizar. Percusión simple:percusión/rotación; rotación con trituración; rotación con corte por rayado (botones o diamantes) etc. yde las correspondientes brocas a emplear (de bisel, en cruz, tricónica, diamantina, etc.)EXCAVACIONES Y CANTERAS PARA MATERIAL DE CONSTRUCCIÓN Y OBRAS DE MOVIMIENTODE TIERRAS EN GENERALEXPANSIÓN (ESPONJAMIENTO) Y FACTOR DE CONVERSIÓN VOLUMÉTRICA DE ROCAS DECONSTRUCCIÓN:MATERIAL Densidad Porcentaje Factor Densidad enen banco de expansión volumétrico Material suelto( kg/m3) ( % ) ( kg / m3)Arcilla en banco 1.720 40 0,72 1.250Arcilla y grava seca 1.780 40 0,72 1.300Arcilla y grava húmeda 2.200 40 0,72 1.600Carbón y veta 1.280 a 1.450 35 0,74 0.950 a 1.070Tierra común y marga 1.540 25 0,80 1.250Tierra común húmeda 2.000 25 0,80 1.600Grava (6 a 51 mm) seca 1.840 12 0,89 1.660Grava (6 a 51 mm) húmeda 2.000 12 0,89 1.660Yeso sólido 3.000 74 0,57 1.780Mineral de hierro 1.850 a 3.480 33 0,75 2.140 a 2.610Piedra caliza 2.790 67 0,60 1.600Arena seca suelta 1.780 12 0,89 1.600Arena húmeda compacta 2.140 12 0,89 1.900Arenisca dinamitada 2.430 54 0,65 1.600Basaltos, traquitas 3.080 65 0,61 1.900La expansión es el aumento de volumen que se produce en el material al excavarlo.Se expresa mediante porcentaje de aumento sobre el volumen original en el banco.Factor de conversión volumétrica, relación entre la densidad del material suelto y en el bancoFCV = kg. x m3de material suelto % de expansión = 1 x 100kg. x m3de material en banco FCVCAPÍTULO 4
    • 64El término cohesión se emplea bastante para describirel grado y forma de amarre de los granos en las rocassedimentarias, que es también un índice de sutenacidad o resistencia a la fractura. En estos casosse tendrá rocas tenaces, elásticas, friables y aúndisgregables.Las propiedades de resistencia a la tracción ycompresión se usan a veces para clasificar las rocasen cuanto a su facilidad de rompimiento con explosivos.Una característica común de las rocas y decisiva parael proceso de fragmentación es su alto porcentaje deresistencia a la compresión versus su baja resistencia ala tracción (tensión), que va de 10 a 100.Teniendo en cuenta que la mayoría de las rocas sonmuy débiles en tensión y en vista que ella mide lasusceptibilidad a las fallas o fracturas de tracción porfatiga debido a las ondas de reflejo (como se comentóal hablar de mecánica de voladura), la relación entrela resistencia a la tracción y compresión ha sido definidacomo el coeficiente de volatibilidad.CAPÍTULO 4
    • 65Se dice que un material es “elástico” cuando tiende avolver a su forma original después de haber sidosometido a una deformación por aplicación de algúntipo de esfuerzo. Algunas rocas se comportan de talmanera aunque sin llegar a ser realmente «elásticas»,pero si son difíciles de fracturar adecuadamentetendiendo más bien a apelmazarse, como es el casodel Yeso o la Sal gema cuando son dinamitados.F. Frecuencia sísmica de la rocaLa velocidad con la que se propagan las ondas detensión en las rocas es muy importante, primero porqueafecta a la distribución y al tiempo de aplicación delos esfuerzos de tensión impuestos sobre la roca por ladetonación del explosivo, y segundo porque es unamedida de su capacidad elástica, dando una idea desu capacidad de resistencia o tenacidad (“dureza”comúnmente). Luego también de sí es necesario o noemplear explosivos de alta velocidad para fracturarla.El producto de velocidad y densidad es un parámetroútil de la roca para canalizar la transferencia de energíade la onda de detonación en el explosivo hasta la ondade tensión de la roca. Puede decirse que para romperadecuadamente una roca de alta frecuencia sísmicase deberá emplear un explosivo también de altavelocidad de detonación.El grado de alteración de una roca o su variablecontenido de humedad afectan a la velocidad depropagación de las ondas, siendo normalmente másaltas cuando la roca está fresca y compacta comopuede verse en el cuadro de velocidades sísmicas quese adjuntan.También puede observarse la influencia de la relaciónde velocidad y densidad en el proceso de detonación,teniendo en cuenta que la “presión de detonación” ofuerza aplicada por el explosivo sobre las paredes deltaladro de voladura, es igual al cuadrado de suvelocidad de detonación por su densidad:PD = (VOD)2x ρe, en kbarB.- COEFICIENTES DE ROTURA A LA TENSIÓN, EN psiGranito duro 1.298 Granito común 888 Grauwaca 700Anhidrita dura 1.220 Granito débil 422 Anhidrita 800 (débil)Caliza dura 890 Arenisca dura 583 Mármol 860Caliza común 480 Arenisca débil 280 Roca verde 380Caliza débil 280 Arenisca común 412 Sal Gema 400Marga480 (potásica)(calcárea)FRECUENCIAS SÍSMICAS DE ALGUNAS ROCASOndas sísmicas longitudinales Velocidad de propagación en las rocas (m/seg)Capa meteorizada 300 a 900Aluviones modernos 350 a 1.500Arcillas 1.000 a 2.000Margas 1.400 a 4.500Conglomerados 2.500 a 5.000Calizas 4.000 a 6.000Dolomitas 5.000 a 6.000Sal 4.500 a 6.500Yeso 3.000 a 44.000Anhidrita 3.000 a 6.000Gneiss 3.100 a 5.400Cuarcitas 5.100 a 6.100Granitos 4.000 a 6.000Gabros 6.700 a 7.300Dunitas 7.900 a 8.400Diabasas 5.800 a 7.100Fuente: C. Figueroa: Tratado de Geofísica Aplicada.CAPÍTULO 4
    • 66G. VariabilidadLas rocas no son homogéneas ni isotrópicas; una mismaformación rocosa de aspecto homogéneo varía en susrasgos identificables de microestructura, campos de fatiga,contenidos de agua y otros parámetros, variando sucomportamiento en voladura a veces sorprendentemente.Los campos de fatiga pueden originar direccionespreferidas para el fracturamiento de la roca. Los planosde debilidad influyen en la dirección de propagaciónde las ondas de tensión y por lo tanto en los planos defractura. El contenido de agua en las rocas puede servariable en cuanto a su volumen y localizacióninfluyendo en la absorción de la energía de laexplosión, lo que puede mejorar o deteriorar la rotura.Otros dos parámetros en estrecha relación con lavariabilidad son la “textura” y la “estructura”.La textura se refiere al tamaño, forma, distribución,clasificación y amarre de los cristales en las rocas ígneasy de los granos en las sedimentarias o metamórficas,así como las propiedades físicas resultantes a caracteresmayores como la estratificación, grietas, fallas y planosde clivaje, incluyendo la morfología del yacimiento, surumbo y buzamiento.En muchos casos de voladura el patrón estructural dela roca ejerce un mayor control sobre la fragmentaciónresultante. Los planos de estratificación influyen en lafragilidad de la roca. Es una ventaja cuando están muycercanos porque pueden emplearse explosivos pocodensos y lentos, mientras que si son escasos o estánmuy separados tienden a producir grandes cantos obolones que pueden exigir una posterior voladurasecundaria. Los planos de estratificación muy separadoso en ángulo pueden indicar la necesidad de cebadosmúltiples (cargas espaciadas), o axiales.PROPIEDADES MECÁNICAS DE LAS ROCASEstas propiedades referidas al comportamiento de lasrocas al ser sometidas a esfuerzos mecánicos sonnormalmente determinadas en laboratorios medianteprensas y equipos especiales. Definen medidas ovalores aplicables para tener un criterio previo sobrelas condiciones de estabilidad de la roca después dehaber sido excavada, por lo que son difíciles dePromedios de laboratorio y campo Ondas longitudinales VI (m/s)Agua 1.450Suelo 100Arena, Morrena suelta 200 a 800Arcilla, Limo, Gravas 500 a 1.500Morrena compacta 1.500 a 2.700Pizarra arcillosa 870 a 3.840Arenisca 1.410 a 4.200Rocas fisuradas meteorizadas 1.900 a 4.000Granito fresco (sano) 5.500Granito y rocas verdes (Grannaca) 4.000 a 5.500Granito parcialmente descompuesto,con vetas 3.150Granito muy descompuesto 660Granito muy descompuesto y friable 450Gabro 5.500 a 6.800Caliza normal 4.920 a 6.060Caliza normal cretácica 2.200Caliza normal carbonífera 3.050 a 3.600Caliza normal ordovícica 4.090 (estratificada)5.320Pórfido cuarcífero 4.870 a 5.330Mineral de sulfuro con pirita y blenda 3.950 a 6.550Pizarras negras con pirrotita 3.890 a 5.500Diabasa 3.170 a 6.950Basalto 5.578Dunita 8.047Esquistos 2.286 a 4.694Velocidad de la onda transversal Vt (m/s)Diabasa 3.840 a 3.901 Caliza dolomítica 3.261Gabro 3.657 a 3.718 Arenisca cuarcítica 3.383 a 4.084Granito 2.103 a 3.292 Esquisto 2.895 a 3.200CAPÍTULO 4
    • 67correlacionar con los resultados de la voladura peroproporcionan un medio de comparación entrediferentes rocas.A. Resistencia a la compresión (o carga porunidad de área)Define la fuerza o carga por unidad de superficie bajola cual una roca fallará por corte o cizalla. En otrostérminos, es la resistencia a ser sobrepasada para llegara la rotura por presión, dada en psi.B. Resistencia a la tensiónEs la facultad de resistir a ser torsionada o tensadahasta llegar al punto de rotura. También se define comoresistencia al arranque.C. Radio de Poisson o radio de precorteEs el radio de contracción transversal a expansiónlongitudinal de un material sometido a esfuerzos detensión, o sea, es una medida de su fragilidad. Cuantomenor el radio de Poisson, mayor la propensión arotura.D. Módulo de Young o de elasticidad (E)Es una medida de la resistencia elástica o de lahabilidad de una roca para resistir la deformación.Cuanto mayor el módulo de Young mayor dificultadpara romperse. También se expresa en psi.E. Gravedad específicaEs el radio de la masa de la roca a la masa de unvolumen igual de agua, en g/cm3.F. Fricción internaEs la resistencia interior para cambiar inmediatamentede forma cuando se somete a la roca a deformaciónpor presión. También se define como conductividad opase de las ondas (de compresión o sísmicas) fenómenoque genera calor interno.G. Velocidad de onda longitudinal (P, en m/s):Es la velocidad a la cual una roca transmitirá las ondasde compresión. Como a este tipo corresponden lasondas sonoras, también se le refiere como velocidadsónica de la roca. Es una función del módulo de Young,radio de Poisson y la densidad. Usualmente cuantomayor sea la velocidad de la roca, se requeriráexplosivo de mayor velocidad de detonación pararomperla.Como ejemplo referencial mostramos los siguientescuadros, pero teniendo en cuenta que lo usual esdeterminarlas para cada caso en particular.Roca Resistencia Resistencia Radio Modulo de Densidad VelocidadTipos: a compresión a tensión de Poisson Young longitudinal(x103psi) (x103psi) (x105psi) (g/cm3) (x103pie/s)Gneiss granítico 30.233 2,034 0,195 10,93 2,65 18.367Granito 21.020 1,308 0,327 6,27 2,70 15.888Basalto 42.347 2,290 0,284 9,04 2,88 17.150Caliza 13.330 0,670 0,235 5,34 2,53 13.517Arenisca 1.492 0,060 0,391 0,39 1,88 5.534Roca Resistencia a Resistencia Profundidad Densidad Valores de elasticidadTipos: la compresión al corte límite de resistencia (g/cm3) E (x 104kg/cm2)(kg/cm2) (kg/cm2) (m) RocaSana MeteorizadaGranito 2.000 200 3.568 2,7 3,16 a 6,53 2,04 a 3,06Arenisca 1.600 160 2.340 2,6 1,53 a 6,02Caliza 1.400 110 1.520 2,7 6,12 a 7,04 4,39 a 6,12Mármol 1.800 140 2.590 2,7Cuarcita 1.800 2.490 2,8 1,43 a 7,45 1,12 a 35,60Pizarra 2.000 3.750 2,85 27,40 13,60Traquita 2.000 4.650 2,9Antracita 200Hulla 170CAPÍTULO 4
    • 68Con base en las propiedades mecánicas, en lascondiciones geológicas del lugar, en consideracionestécnico-económicas, equipo disponible y otrosfactores para obras de ingeniería y minería, se sueleclasificar las rocas en categorías de dificultad,especialmente para su facilidad de voladura y/ocapacidad de sostenimiento, como en los siguientesejemplos:Tipo de roca CondicionesROCA I Muy competenteROCA II Muy competente a medianamente competenteROCA III Medianamente competenteROCA IV Medianamente competente a incompetenteROCA V Incompetente a muy incompetenteROCA VI Muy incompetenteTipos de roca clasificadas por su consistencia de plástica a quebradiza(Respuesta a esfuerzos mecánicos creados por las ondas explosivas)Comportamiento Clasificación Tipos de roca usualmente correspondientesen voladuraI) Mal efecto Grupo A - Yeso, arcilla esquistosa, pizarra muy blanda, arcillas, rocasdetonatorio: muy descompuestasRocas elásticas Grupo B - Caliza blanda, arcilla esquistosa blanda, caliza carbonífera,y/o tenaces calcita, rocas descompuestasGrupo C - Caliza intermedia, arenisca blanda, arcilla esquistosa me-diana, esquisto arenoso, caliza semisilíceaGrupo D - Arenisca blanda, caliza dura, esquisto duro, esquisto bitumi-noso, caliza cristalina, caliza silícea o silificada, chertII) Buen efecto Grupo E - Granito blando, hematitas, arenisca dura, micasquistos, con-glomerado arcilloso, silicatos, rocas con regular silisificaciónGrupo F - Cuarzo, cuarcita, conglomerado cuarzoso, mármol, granitomedio, arenisca dura, rocas con mediana silisificación, ande-sitasGrupo G - Granito duro, cuarcita de grano fino, sílice, tectita, rocascon mediana a alta silisificación, gabro, basaltosCAPÍTULO 4
    • 69CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO5O5O5O5O5
    • 70
    • 71ESTRUCTURA DE LAS ROCASDebido a su formación, edad y a los diversos eventosgeológicos que han sufrido, las rocas presentan diversasestructuras secundarias que influyen en sufracturamiento con explosivos. Entre ellas tenemos:A. Estratificación o bandemiento(bending, layering)Planos que dividen a las capas o estratos de las rocassedimentarias de iguales o diferentes característicasfísicas (litológicas); también ocurren en ciertos casosde disyunción en rocas granitoides. Generalmenteayudan a la fragmentación.B. EsquistocidadBandeamiento laminar que presentan ciertas rocasmetamórficas de grano fino a medio con tendencia adesprender láminas. Se rompen fácilmente.C. Fractura (joints, fisuras o juntas)En las rocas, en las que no hay desplazamiento, sepresentan en forma perpendicular o paralela a losplanos de estratificación o mantos en derrames ígneos,con grietas de tensión (diaclasas), grietas deenfriamiento (disyunción) y otras.El espaciamiento entre ellas es variable y en algunoscasos presentan sistemas complejos entrecruzados. Laabertura, también variable, puede o no contenermaterial de relleno.D. Fallas (faults)Fracturas en las que se presenta desplazamiento entredos bloques. Usualmente contienen material de rellenode grano fino (arcilla, panizo, milonita) o mineralizaciónimportante para la minería. En perforación reducenlos rangos de penetración, y pueden apretar o trabara los barrenos. Las rocas son propicias a sobrerotura(over break, back break) junto a los planos de falla.E. ContactosPlanos de contacto o discontinuidades entre estratos ocapas del mismo material o de diferentes tipo de roca.CAPITULO 5GEOLOGÍA Y SUS EFECTOS EN VOLADURASoluciones factibles:- Empleo de explosivos densos y de alta velocidad.- Empleo de cargas espaciadas (decks).- Intervalos de iniciación más cortos entre taladros(favorable para la fragmentación y para reducirvibraciones).- Ajuste de mallas de perforación, más apretadas.B. Estructuras apretadasNormalmente son una ventaja, mejor transmisión delas ondas de tensión con mejor fragmentación y controldel disparo.Las rocas con baja resistencia junto con bandeamientoapretado, con las lutitas y esquistos presentan buenafragmentación.Algunos aspectos técnicos pueden bajar costos en estascondiciones:- Explosivos y cebos de menor velocidad y densidadson efectivos en estas rocas (areniscas, lutitas,esquistos, etc.).INFLUENCIA DE ESTAS ESTRUCTURASLas principales desventajas que presentan son lapérdida de energía por fuga de gases y la preformaciónde pedrones sobredimensionados.Casos:A. Pocas estructuras o estructuras ampliamenteseparadasPueden ser una desventaja para la fragmentación porlos siguientes motivos:- Interrupción de las ondas sísmicas o de tensión.- Fallas de confinamiento.- A menudo enormes variaciones en dureza ydensidad entre los estratos (incompetencia).- Preformación de pedrones sobredimensionados.- Sopladura de taladros por escape de gases.- En perforación, menor rango de perforación ydesviación cuando no se perfora perpendicularmenteal bandeamiento.
    • 72- Tiempos de intervalo más largos resultan másefectivos para el desplazamiento y son favorablespara reducir las vibraciones.- Se consiguen mayores rangos de velocidad deperforación.- Se puede incrementar la producción ampliando elburden y el espaciamiento e incrementando eldiámetro de taladro pero debe controlarse lavibración.C. Estratificación plana u horizontalEstructuras predecibles.- La perforación perpendicular a estratos horizontalesreduce la probabilidad de que se traben o agarrenlos barrenos.- Los taladros son verticales y rectos ya que estosplanos no afectan por desviación.- En estas condiciones son factibles de aplicaropciones técnicas en mallas, inclinación de taladrosy sistemas de inclinación para mejorar la voladura.Por otro lado estratos o discontinuidades en ángulopueden desviar los taladros.D. Rumbo y buzamiento (strike and dip)de estratos y fallasEl rumbo indica la dirección de la estructura (conrelación a los puntos cardinales o norte geográfico) yel buzamiento el ángulo de inclinación con respectoa la horizontal. Ambos indican cuando o no los taladrosatravesarán perpendicular o transversalmente a lasestructuras.a. RumboCasos:1. Rumbo en ángulo con la cara libreFracturas o fallas en ángulo con la cara librecontribuyen a mejor fragmentación con aceptablerotura final y rotura hacia atrás (back break), buenacondición para voladura.2. Rumbo perpendicular a la cara libreFractura o fallas perpendiculares a la cara libre (entrelos espaciamientos de taladros) tienden a contribuircon rotura de bloques, poca rotura final yconsiderable rotura hacia atrás; mala condición paravoladura.3. Rumbo paralelo a la cara libreFallas y fracturas provocan fracturamientosobredimensionada, mala rotura final pero generalmenteuna pared posterior estable; mala condición parafragmentación por voladura.Efectos negativos en la performance de la voladura:Efectos negativos en la performance de la voladura:Efectos negativos en la performance de la voladura:Efectos negativos en la performance de la voladura:Efectos negativos en la performance de la voladura:- Roca con estructuras complicadas.- Zonas de incompetencia.- Rocas con zonas competentes intercaladas con zonasincompetentes.Soluciones factibles1. Efectuar voladuras de prueba, si esto es posible.2. Diseñar la voladura para que la cara libre sedesplace en un ángulo con las estructurasgeológicas. Esto puede o no ser posible y puedeinvolucrar alteraciones en los intervalos de retardo.3. Procurar la mejor distribución de la carga explosivapara sobreponerla a las estructuras, aplicandoalgunas de las siguientes opciones:CAPÍTULO 5
    • 73- Ampliar los espaciamientos paralelos a las fisuras yreducir los burdenes perpendiculares a las fisuras.- Aplicar la malla en echelón si fuera conveniente.- Enfocar la dirección del ángulo de movimiento delas salidas.4. Reducir la malla.5. Emplear menor diámetro de taladros, lo queproporciona mejor distribución del explosivo ynotoriamente mayor control de la voladura.6. Perforar taladros satélites entre los taladros deproducción.7. Experimentar con diferentes intervalos de retardo.Intervalos cortos son a menudo efectivos enestructuras sobresalientes.b. BuzamientoCasos:1. Perforación y voladura con el buzamiento afavorEn este caso se puede esperar lo siguiente: mayor roturahacia atrás, ya que la gravedad trabaja contra laoperación de voladura. Mejor utilización de la energíadel explosivo porque los estratos yacen hacia lostaladros presentando menor resistencia al empuje. Pisodel banco más plano o regular con menos problemasde bancos, mayor desplazamiento desde la cara librelo que resulta en una mejor formación de la pila deescombros. Por otro lado hay la posibilidad de piedrasvolantes de la cresta del banco.Soluciones factibles:1. El empleo de taladros inclinados reduce la roturahacia atrás.2. Ampliando el tiempo de retardo de la inclinaciónde la última fila de taladros se puede lograr un buenperfil de la cara final del banco.2. Perforación y voladura con el buzamiento encontraMenor rotura hacia atrás debido a que los estratos buzandentro del banco. La resistencia al pie del banco seincrementa dificultando su salida, por lo que se requieremayor carga explosiva de fondo, piso del bancoirregular, menor desplazamiento desde la cara libre, queresulta en una pila de escombros más elevada.Soluciones factiblesSi se presentan lomos o toes:1. Perforar taladros inclinados para eliminar laposibilidad de lomos.2. Perforar taladros satélites para eliminar los lomos.3. Explosivos de alta energía en las áreas de formaciónde lomos pueden ayudar a mejorar el nivel del piso,la sobreperforación adicional también puede ayudara mejorar el nivel del piso.3. Perforación y voladura con el rumbo en contraEn esta situación se espera encontrar las condicionesmás desfavorables para la perforación y voladura.1. Piso del banco irregular, frecuentemente con forma“dentada” cuando se intercalan estratos de rocas dediferentes características.2. Rotura hacia atrás irregular, con entrantes y salientes.3. Desfavorable orientación de la cara libre, querequiere de trazos de voladura adecuados.CAPÍTULO 5
    • 74E. Estructuras inestablesEn muchas canteras y tajos abiertos, por razonesgeológicas y de estabilidad de taludes se presentanproblemas de deslizamientos de diferentes tipos yproporciones, que comprometen la seguridad de lasoperaciones. Estos deslizamientos están vinculados afallamiento, presencia de agua, roca alterada odescompuesta, presencia de material arcilloso, taludesde banqueo muy empinados que crean zonas críticas,etc. (ejemplos en los gráficos siguientes).En estas zonas críticas es necesario controlar lasvibraciones generadas por voladura, empleandodetonadores de retardo con períodos de 8 a 10 msentre taladros, limitar la carga explosiva total (factorde carga) y disparar tantas de pocos taladros, paraevitar incrementar su desplazamiento.Generalmente las voladuras son monitoreadas consismógrafos para controlar el nivel de vibraciones yefectuar los ajustes de tiempo y carga necesarios.F. Estructuras en trabajos subterráneosLas mismas consideraciones sobre estructuras geológicasse aplican en trabajos de subsuelo. Caso especial sonlos túneles, galerías, rampas y piques donde los sistemasde fracturas dominantes afectan a la perforación yvoladura.Los sistemas dominantes clasificados con relación aleje del túnel son tres:a. Sistema de fracturas y juntas perpendicularesal eje del túnelPor lo general se esperan los mejores resultados devoladura en estas condiciones.b. Sistema de fracturas o juntas paralelas al ejedel túnel (planos axiales)En estas condiciones a menudo resultan taladros quedados(tacos o bootlegs) de distintas longitudes y excesivamenteirregulares condiciones en la nueva cara libre.c. Sistema de fracturas o juntas en ángulosvariables con relación al eje del túnel (echelón)En estos casos usualmente los taladros de un flancotrabajan mejor que los del otro. Puede decirse que losdel lado favorable trabajan “a favor del buzamiento”.La situación real a veces se complica cuando estossistemas (y sus subsistemas) se intercalan, dificultandola perforación y facilitando la fuga de gases, aunquela fragmentación puede ser menuda.CAPÍTULO 5
    • 75Usualmente las fracturas espaciadas generan bolonesmientras que las apretadas producen fragmentaciónmenuda. En el primer caso los taladros requieren cargasconcentradas de alto impacto y velocidad, mientras queen el segundo se prefiere explosivos lentos, menostrituradores pero más impulsores.En resumen, la disyunción o fisuramiento porcontracción en las rocas ígneas, las grietas de tensióno diaclasamiento y los planos de estratificación en lassedimentarias, así como los planos de contacto odiscontinuadas entre formaciones geológicas distintasy especialmente las fallas, tienen definitiva influenciaen la fragmentación y desplazamiento del material avolar, por lo que deben ser evaluadas en el mayordetalle posible en el planeamiento del disparo.Otras condiciones geológicas importantes son laexcesiva porosidad, presencia de oquedades, geodas,venillas de yeso y sal que amortiguan la onda sísmica.La presencia de agua tiene el mismo efecto ademásde obligar al empleo de explosivos resistentes al aguay en muchos casos efectuar un bombeo previo paradrenar los taladros.También en ocasiones el terreno presenta altastemperaturas que pueden causar detonacionesprematuras, así como algunos sulfuros (pirita,marcasita) que en estas condiciones pueden reaccionarcon explosivos en base a nitratos, generando SO2ycalor que descomponen al explosivo.CAPÍTULO 5
    • 76
    • 77CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO6O6O6O6O6
    • 78
    • 79- Percusión/rotación, con efecto de golpe, corte y giro,como el producido por las perforadoras neumáticascomunes, tracdrills, jumbos hidráulicos.- Rotación con efecto de corte por fricción y rayadocon material muy duro (desgaste de la roca, singolpe), como el producido por las perforadorasdiamantinas para exploración.- Fusión (jet piercing) mediante un dardo de llamaque funde roca y mineral extremadamente durocomo la taconita (hierro), método aplicado enalgunos yacimientos de hierro de Norteamérica.EQUIPOS DE PERFORACIÓNActualmente se emplean tres tipos de máquinasperforadoras:A. ManualesDe percusión con aire comprimido, para huecospequeños (25 a 50 mm de diámetro), para trabajohorizontal o al piso (pick hammer) o para huecosverticales al techo (stopers). Emplean barrenos de acerointegrales terminados en una broca fija tipo bisel, obarrenos con broca acoplable.CAPITULO 6PERFORACIÓNL a perforación es la primera operación en lapreparación de una voladura. Su propósito es el deabrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojaral explosivo y sus accesorios iniciadores, denominadostaladros, barrenos, hoyos o blast holes.Se basa en principios mecánicos de percusión yrotación, cuyos efectos de golpe y fricción producen elastillamiento y trituración de la roca en un áreaequivalente al diámetro de la broca y hasta unaprofundidad dada por la longitud del barreno utilizado.La eficiencia en perforación consiste en lograr lamáxima penetración al menor costo.En perforación tienen gran importancia la resistenciaal corte o dureza de la roca (que influye en la facilidady velocidad de penetración) y la abrasividad. Esta últimainfluye en el desgaste de la broca y por ende en eldiámetro final de los taladros cuando ésta se adelgaza(brocas chupadas).La perforación se efectúa por los siguientes medios:- Percusión, con efecto de golpe y corte como el de uncincel y martillo. Ejemplo, el proporcionado por losmartillos neumáticos pequeños y rompepavimentos.
    • 80B. MecanizadasDe percusión y de rotopercusión, montadas en chasissobre ruedas u orugas. Para huecos hasta 150 mm (6”de diámetro) y 20 m de profundidad. Ejemplo loswagondrill, track drill y jumbos neumáticos ohidráulicos, que emplean barrenos acoplables conbrocas intercambiables.C. Mecanizadas rotatoriasGeneralmente de grandes dimensiones para uso entajos abiertos, montadas sobre camión o sobre orugascon traslación propia, con motor rotatorioindependiente y perforación por presión (pull down opresión de barra) con brocas rotatorias tricónicas de6” a 15” de diámetro, siendo las más comunes de 6”,9 7/8” , 11¼” y 12 5/8”.Un equipo normal de perforación está compuesto por:a. Perforadora o martillo.b. Soporte y carro portador.c. Compresora y bombas hidráulicas.d. Brocas y barrenos.e. Accesorios (mangueras, aceitadoras, etc.).a. MartillosSon las máquinas que accionan la barra o barreno deperforación y pueden ser:- Neumáticos, accionados por aire comprimido ohidráulicos, accionados por aceite a alta presión.- Manuales o portátiles, para taladros de 1 a 3 m deprofundidad, o de gran capacidad, para huecos dehasta 30 metros.Los martillos pueden estar ubicados sobre el barrenodenominándose drifters, o en la punta del barrenodenominándose down the hole, en cuyo caso penetranen la roca junto con el barreno o barra.b. SoportesTambién llamados castillos, pueden ser simples trípodeso patas tubulares de avance automático como las delos stoper y jack hammer. En los jumbos, trackdriles ydemás carros perforadores se utilizan brazos articuladosy pantógrafos. Estos últimos muy adecuados paraperforación paralela en taladros de arranque por cortequemado.Las rotatorias tienen altas estructuras metálicas (castillos)para soportar el peso de la máquina y de la barra.c. CompresorasPueden ser estacionarias, portátiles (móviles) ycarrozadas, estas últimas montadas en el mismo carroperforador. Su accionamiento puede ser eléctrico o conmotor a explosión (mayormente diesel). De acuerdo alsistema mecánico de compresión pueden ser:- De pistones (simple y reciprocante), cuando el aire secomprime primero a baja presión y luego a alta endos cilindros en tandem.- Rotatorias (de paletas corredizas o vanes, y de tornilloo helicoidales).d. Brocas y barrenosLas brocas son las herramientas cortantes, generalmentede acero altamente resistente al impacto, reforzadas ensus filos con insertos o botones de material muy duroresistente a la abrasión (carburo de tungsteno).Barras o barrenos son varillas o tubos de aceroacoplables que transmiten el impacto del martillo a labroca, ubicada en uno de sus extremos. Las barraspueden ser tubulares, hexagonales, rígidas, etc. y susacoplamientos de rosca, rosca corrida, soga, conoroscado, cono de embone liso, etc.Cuando la rosca forma parte del barreno se denomina“integral”, pero por lo general son independientes ointercambiables ya que su desgaste es mayor que el de labarra.Segúnlaformadesucaracortanteydeladisposicióno distribución de los insertos pueden ser del tipo bisel, cruz,equis, botones, expansoras o rimadoras, etc.En síntesis, las brocas se clasifican en tres grupos:- De corte; generalmente empleadas en perforaciónde producción con máquinas chicas, entre 1” y 4”de diámetro, (integrales, cruz, etc.) donde el insertoes el elemento que trabaja y se gasta.- Rotatorias; también llamadas “tricónicas” por estarformadas por tres conos dentados acoplados a uncuerpo fijo o carcasa. Estos conos giran librementealrededor del eje de la broca cuando ésta entra enmovimiento triturando a la roca.- Diamantinas; empleadas en prospección geológica yen voladura con taladros largos (long holes),generalmente huecas para permitir la extracción deuna varilla de la roca o mineral que va siendo perforado(testigo), tienen insertos muy finos de diamanteembebidos en una masa o matriz fundida, dura, queconforme se gasta deja aparecer nuevos diamantes.SELECCIÓN DE EQUIPOS DE PERFORACIÓNExisten diversos tipos y marcas de equipos deperforación para diferentes condiciones de trabajo. Suselección se basa en criterios económicos. De diseñomecánico, mantenimiento y servicio, capacidadoperativa, adaptabilidad a los demás equipos de lamina, y de condiciones generales del lugar de trabajo(acceso, roca, topografía, fuentes de energía, etc.).Uno de los criterios más importantes en perforación esla velocidad de penetración. La introducción de laperforación hidráulica que usa aceite a presión en lugarde aire comprimido para activar el martillo y el restodel equipo de perforación ha logrado aumentar estavelocidad y, por lo tanto, la eficiencia de la perforación,especialmente en rocas duras.CAPÍTULO 6
    • 81La penetración neumática ha llegado al tope de sudesarrollo por la limitada presión de aire comprimido.Con el sistema hidráulico se puede aplicar presiones detrabajo mucho mayores sobre la broca. Otra ventaja esque una perforadora hidráulica requiere una tercera partede la energía que consume una perforadora neumática.CONDICIONES DE PERFORACIÓNPara conseguir una voladura eficiente la perforaciónes tan importante como la selección del explosivo, porlo que este trabajo debe efectuarse con buen criterio ycuidado. Lamentablemente, la supervisión de lacorrecta operación de perforación aún no esadecuadamente realizada en muchas minas, lo quepermite que ocurran deficiencias en la calidad deltrabajo (taladros desviados, más espaciados, delongitud irregular, etc.) que determinan pérdidas deeficiencia de la energía explosiva disponible.Normalmente la calidad de los taladros a serperforados está determinada por cuatro condiciones:diámetro, longitud, rectitud y estabilidad.A. DiámetroDepende del tipo de aplicación en que el taladro seráutilizado. Como regla general, el de “menor diámetrofactible” será el más adecuado y económico de realizar.B. LongitudInfluye mucho en la elección de la capacidad del equipoperforador y naturalmente en el avance del disparo(profundidad del taladro).C. RectitudVaría con el tipo de roca, método de perforación ycaracterísticas del equipo perforador. Deben tener lamayor rectitud y alineamiento para que el explosivosea apropiadamente distribuido.En la mayoría de trazos de perforación el paralelismoentre taladros es de vital importancia para la interacciónde las cargas explosivas en toda la voladura.D. EstabilidadLos taladros deben mantenerse abiertos hasta elmomento de su empleo. En terrenos sueltos tiendena desmoronarse por lo que puede ser necesariorevestirlos interiormente con tubos especiales parapoderlos cargar (casing) o hacer otro taladroadyacente al obturado.CASOS PARTICULARESAlgunos trabajos de voladura requieren taladros de granlongitud, paralelos o distribuidos en forma radial. Losparalelos se emplean máquinas perforadoras especialescomo las simbas, pack-sac, diamondrill y otras.Es fundamental que los operadores perforistasconozcan a fondo el manejo de su máquina, susposibilidades y limitaciones, su mantenimiento básicoy capten claramente los diseños del trazo o plan deperforación, entendiendo claramente el propósito ofinalidad de la voladura a realizar.PERFORACIÓN PARAVOLADURA DE BANCOCAPÍTULO 6
    • 82PERFORACIÓN PARALELA CONJUMBOCAPÍTULO 6JAULA ALIMAK PARA PERFORACIÓNDE CHIMENEAS
    • 83VELOCIDAD DE LA PENETRACIÓN Y BARRIDOLa velocidad de penetración no solamente dependede la aplicación de fuerza; también depende del barridoo limpieza de los detritos del taladro con airecomprimido y/o con agua a presión, a través de lamisma barra conforme avanza la perforación.Algunas perforadoras hidráulicas tienen una bombaespecial para el agua de barrido, para conseguir unapresión alta y constante por encima de 10 bar, lo queaumenta la velocidad de penetración.La lubricación del sistema varillaje-broca durante eltrabajo es fundamental, ya que cada máquina tiene supropio sistema, sea con agua, aire o ambos, conpulverización o nebulización de aceite.No se debe utilizar sólo agua en materiales como sal,yeso, potasa, anhidrita o bauxita y ciertas arcillas,porque forman un lodo que atraca el varillaje. Comoalternativa en este caso tendríamos:- Usar aire sólo (con mecanismo de vacío paracolectar el polvo).- Perforar con barrenos helicoidales o augers, sin aire.- Mezcla controlada de aire-agua como niebla, parahumedecer la inyección.Por otro lado, el aire sólo tenderá a crear mucho polvoen el ambiente.La dureza y abrasividad de la roca son factoresimportantes para determinar qué medio de perforaciónemplear: rotación simple o rotopercusión. Usualmentecuanto más suave sea la roca mayor debe ser lavelocidad de perforación (normalmente hasta unmáximo de 1 500 rpm). Por otro lado, cuanto másresistente sea a la compresión, mayor fuerza y torqueserán necesarias para perforarla.Otros aspectos importantes son el factor de desgastede la broca, directamente dependiente de la abrasiónde la roca, que va disminuyendo progresivamente sudiámetro y va limando los insertos o botones exigiendosu afilado continuo y la vida del acero, término con elque se conoce al tiempo de trabajo útil del varillajeantes de que se deteriore o se rompa por fatiga.El varillaje o barra transfiere la energía del golpe delmartillo a la broca, por lo que su vida útil depende másde la onda de fatiga interior que de la energía por golpey la frecuencia de impactos generados por el martillo.Muchas máquinas modernas tienen sistemas deamortiguación dentro del martillo y mordazascentralizadoras o guiadoras para la barra, quedisminuyen el reflejo de la onda de impacto y lavibración producidas en el varillaje, con lo quedisminuye el desgaste de los componentes mecánicos.La guiadora evita también el vaivén o desplazamientocircular de la broca, lo que produce desgaste en susflancos o faldones, desvía el alineamiento del taladroy le da un acabado interior irregular, especialmentecuando se perfora en terreno incompetente, aspectoimportante para el diámetro y confinamiento de lacolumna explosiva.A. Fallas de perforación en taladros de mayordiámetroEn bancos pueden ser errores de espaciamiento entretaladros, desviación, irregularidades en diámetrointerior por terreno suave o incompetente, caída dedetritos y errores de sobreperforación (normalmenteentre 10 a 12% bajo el nivel del piso del banco).B. Fallas de perforación en taladros depequeño diámetro en subsueloLos errores son significativos, especialmente si afectanal arranque del disparo. Entre ellos tenemos:a. En arranquesInsuficiente diámetro o número de taladros de alivio.b. Desviaciones en el paralelismoEn este caso el burden no se mantiene uniforme,resulta mayor al fondo lo que afecta alfracturamiento y al avance. Este problema esdeterminante en los arranques y en la periferia(techos) de túneles y galerías.c. Espaciamientos irregulares entre taladrosPropician fragmentación gruesa o soplo del explosivo.d. La irregular longitud de taladrosInfluye en el avance (especialmente si el de alivioes muy corto) y también determina una nueva caramuy irregular.e. Intercepción de taladrosAfecta a la distribución de la carga explosiva en elcuerpo de la roca a romper.f. Mayor número de taladros que los necesarios odiámetros muy grandes; pueden determinarsobrecarga, que golpeará a la roca circundante.CAPÍTULO 6
    • 84CAPÍTULO 6
    • 85En los túneles, rampas y otros trabajosdesarrollados con taladros paralelos, es necesarioperforar los del techo (alzas) y pisos (arrastres) concierto ángulo, para mantener igual la periferia dela nueva cara a obtener; de lo contrario la laborse estrecharía paulatinamente, pero si estosángulos se exageran los resultados serán negativospor sobre rotura.PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN ENSUBSUELOLa perforación de rebajes o tajeos para corte yrelleno ascendente puede ser de dos formasdiferentes:A. Perforación en dirección vertical.B. Perforación en dirección horizontal (bresting)CAPÍTULO 6
    • 86LLLLLa perforación en dirección vertical o casi verticala perforación en dirección vertical o casi verticala perforación en dirección vertical o casi verticala perforación en dirección vertical o casi verticala perforación en dirección vertical o casi verticalofrece dos ventajas:ofrece dos ventajas:ofrece dos ventajas:ofrece dos ventajas:ofrece dos ventajas:a. La perforación y la limpieza del disparo sonoperaciones independientes, permitiendo alto gradode utilización del equipo y facilitando el planeamientodel trabajo.b. Los disparos pueden efectuarse con mayor númerode taladros, aumentando la eficiencia.Dos desventajas fundamentales con la perforaciónDos desventajas fundamentales con la perforaciónDos desventajas fundamentales con la perforaciónDos desventajas fundamentales con la perforaciónDos desventajas fundamentales con la perforaciónvertical son:vertical son:vertical son:vertical son:vertical son:a. La altura del corte después del disparo.b. Su rigidez, que da problemas cuando los límitesde vetas son irregulares.LLLLLa perforación horizontal presenta las siguientesa perforación horizontal presenta las siguientesa perforación horizontal presenta las siguientesa perforación horizontal presenta las siguientesa perforación horizontal presenta las siguientesventajas:ventajas:ventajas:ventajas:ventajas:a. La altura del rebaje o tajeo se reduce después deldisparo haciendo más fácil el desatado del techo ymejorando la estabilidad.b. La estabilidad del tajeo o rebaje puede mejorarsecon voladura lisa (smooth blasting) al techo.c. Permite controlar fácilmente la dilución y pérdida demineral de valor, ya que su flexibilidad se presta paradisparos que corten el rebaje justamente en el límitedel cuerpo de mineral.d. La perforación horizontal es más eficiente cuantomayor sea el tamaño del disparo (en disparospequeños hay que perforar y limpiar muchas vecesseguidas), por lo que es importante el ancho deltajeo, que de ninguna manera puede ser más amplioque el cuerpo del mineral.e. Los equipos de perforación pueden ser estándar,con los jumbos se puede conseguir altas velocidadesde perforación y buen nivel de paralelismo, mientrasque con jacklegs la capacidad de perforación es muybaja, ya que tiene que efectuarse desde encima delmineral fracturado para conseguir una alturasuficienteparaalcanzareltecho(pisoregularelirregular).El mejor resultado de la perforación horizontal seobtiene con jumbos y con relleno hidráulico (relave) alque puede hacerse llegar muy cerca al techo del tajo(0,5 hasta 1,0 m), con lo que puede aumentar la alturadel corte al facilitarse la perforación en tajos altos.- Incrementa la productividad al permitir aumentarla mecanización.- Incrementa la seguridad al reducir la altura de loscortes y mejorar su estabilidad.PERFORACIÓN CONVENCIONALSe realiza con taladros paralelos o taladros en ángulo,atacando directamente al frontón o cara libre frontalcon el principio de túnel (banco circular), con un grupode taladros de arranque que formarán una cavidadinicial, seguida del resto de taladros de roturadistribuidos alrededor del arranque, delimitándose lasección o área del frontón con los taladros periféricos.Sección o área del frontón con los taladros periféricos.La profundidad del avance (longitud de los taladros)está limitada por el ancho de la sección.La denominación de estos taladros es la siguiente enel Perú:CAPÍTULO 6
    • 87los taladros periféricos comprenden a los cuadradores,alzas y arrastres, y los del núcleo a los de arranque(cueles), ayudas y taladros de producción.La sección puede ser semielíptica, circular o cuadrática,manteniendo el mismo esquema de distribución.Este esquema de perforación se aplica en túneles,galerías, chimeneas, piques, rampas y otros desarrollos.La perforación radiales aplicable en explotación devetas amplias y cuerpos de mineral. Se realiza contaladros largos que parten del eje de una galería,dispuestos en forma radial o de abanico, en un planoperpendicular al eje. Varios planos paralelos detaladros radiales se distribuyen en el eje. Normalmente,a igual distancia entre sí, planos que pueden dispararseuno por uno o varios por vez pero con retardosespaciados.La perforación de roca es aún mecánica por percusiónrotación, y lo será por buen tiempo más. Se estáexperimentando en la futura tecnología de perforacióncon nuevos métodos que quizá nos sean familiares enunos años por delante. Entre algunos de los que hansido mencionados en publicaciones al respecto tenemos:- Perforación por implosión (ondas de choque de altaenergía).- Perforación explosiva (cargas dirigidas tipo jet).- Perforación química (productos químicos comofluoruros).- Perforación por chorro continuo cavitante (chorrosde agua en alta presión para astillar la roca porcavitación).- Perforación por flama dirigida (llama a latatemperatura, dirigida).- Perforación con medios de corte, ejemplo: rayosláser, rayos electrónicos, plasma (gases ionizadoscalientes para socavar la roca vaporizándola).- Perforación por arco eléctrico y diferencia depotencial o desintegración eléctrica.CAPÍTULO 6
    • 88
    • 89CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO7O7O7O7O7
    • 90
    • 91instantáneo del disparo y con detonador de retardo ocon detonador de superficie en la línea de cordóndetonante cuando son para arranque temporizado.El detonador puede ser introducido en un explosivoblando o plástico empujándolo suavemente. Para elcaso de explosivos más consistentes debe emplearseun punzón de madera, plástico o bronce, para hacerun hueco en el cartucho donde se introducirá eldetonador. El cebo preparado debe ser manejado conprecaución. No debe ser taconeado o atacado al sercargado en el taladro.Son bien conocidas las recomendaciones de cortar lamecha en forma recta, no inclinada, con navaja bienafilada, e introducirla en el fulminante hasta hacer unbuen contacto con su carga sensible, sin dejar espaciovacío y luego ajustar la cápsula con el alicate fijadorpara conseguir un empalme hermético. Igualmente lasde mantener puenteados (cortocircuitados) los alambresde los detonadores eléctricos hasta el momento deldisparo, para evitar tiros prematuros por acción decorrientes eléctricas vagabundas.Todo cebo es explosivo activado dispuesto a detonarpor cualquier incentivo (fuego, golpe, maltrato, etc.)por lo que debe ser tratado con el máximo cuidado,tanto al transportarlo, como al introducirlo en el taladro.Para el cebado de cartuchos y taladros se siguen ciertospasos, que para facilidad de interpretaciónpresentamos en los dibujos que vienen a continuación:CAPITULO 7CEBADO O PRIMADO DE EXPLOSIVOSP ara iniciar a un taladro cargado con un explosivorompedor sensible o con un agente de voladura seemplea un cebo, que en su forma más simple es eldetonador introducido en un cartucho de dinamita.CEBOSSe denominan cebos o primas a los conjuntos formadospor un cartucho de dinamita, de emulsión o de hidrogelsensible al fulminante, al que se le ha insertado unfulminante, un detonador eléctrico, o un extremo decordón detonante y que se utilizan para activar e iniciarla detonación de la carga explosiva principal en untaladro de voladura.Los cebos normales son de la misma dinamitaempleada en el resto de la columna explosiva y seutiliza un cebo para cada taladro a disparar, igualcuando la carga principal sea de un agente de voladuracomo Examon o ANFO.Para aprovechar al máximo el efecto de impactopuntual que proporciona el detonador, éste debecolocarse dentro de la masa del cartucho, con su cargainiciadora orientada hacia la mayor longitud de lacolumna explosiva, es decir, mirando hacia la bocadel taladro.Los cebos son activados con un detonador o con cordóndetonante convencional cuando se requiere arranque
    • 92CAPÍTULO 7
    • 93CEBO O PRIMER MÍNIMOTodo explosivo sensible y agente de voladura requierede un mínimo primer para iniciarse con su mayorrégimen de velocidad y presión de detonación, quegaranticen una detonación autosostenida.Con una energía menor que la requerida el explosivosaldrá a bajo régimen, o no podrá iniciarse.Al cebar los agentes de voladura, el primer debe tenerun diámetro cercano al diámetro del taladro y porrazones geométricas su longitud deberá ser igual omayor que su diámetro, por lo menos dos diámetros,para asegurar que en el primer se pueda formar unaonda plana de presión estable.Las propiedades más importantes de un primer o ceboson:a. La presión de detonación.b. El diámetro y longitud (masa).c. La densidad y velocidad.La presión de detonación es la generada por la reaccióndel explosivo en su detonación. Es función de lavelocidad y de la densidad propios del explosivo. Elrango entre los explosivos comerciales varía entre 20kbar (ANFO) y 180 kbar (gelatinas), llegando el TNT ycomposiciones militares a 240 kbar.En los agentes de voladura el diámetro tiene estrecharelación con su velocidad estable de detonación. Así,en el caso de ANFO convencional tenemos lossiguientes valores aproximados:Diámetro del taladro VOD(mm) (m/s)89 3 700102 3 800152 4 200270 4 400de donde se deduce la importancia de darle el mayordiámetro posible al primer, o combinarlo con una cargapotente adicional reforzadora, que se denomina“booster”.NotaLos términos primer, cebo y booster (iniciador-reforzador) son frecuentemente confundidos.Normalmente se debe entender al primer como todaunidad de alto explosivo sensible que contiene undetonador (o cordón detonante) usado para iniciar aotros explosivos o agentes de voladura, mientras queun booster es por lo general una carga densa y sensibleque se emplea para mantener o intensificar la reacciónexplosiva iniciada por el primer.Así por ejemplo, a un taladro de banco cargado conANFO en columna y Slurrex al fondo con iniciador APDse le debe denominar primer y booster a la combinaciónAPD/Slurrex (APD = alta presión de detonación).En el ambiente minero aún suele emplearseincorrectamente el término booster para designar alcebo de TNT-pentolita colado (cast-primer).COMENTARIOS Y RECOMENDACIONESSOBRE CEBOSA. Taladros de pequeño diámetroEn principio el cebo debe tener la suficiente energíacomo para garantizar el completo inicio de la carga asu mayor régimen y poder mantenerlo así en todo eltaladro. De conocimiento general es que a mayorpotencia del cebo se obtiene mayor rendimiento de lavoladura; por ello, si eventualmente dispusiéramos dela alternativa para utilizar como cebo dinamitapulverulenta o gelatina, la recomendación es inclinarsepor la gelatina, aunque su precio unitario sea más alto,ya que el rendimiento general será mayor.Es notoria, por ejemplo, la diferencia de resultados enel disparo de un taladro de pequeño diámetro (digamosde 2” de diámetro) cargado con ANFO e iniciado sólocon un detonador, aunque éste sea del N° 10 o del N°12; comparándolo con el mismo taladro pero cebadocon un cartucho de dinamita gelatinosa. Además debetenerse en cuenta que el pequeño diámetro deldetonador usado como cebo es insuficiente, ya que elcebo debe tener el mismo diámetro de la cargaexplosiva y suficiente masa para lograr la máximaeficiencia. También es importante ubicarlo al fondo,donde se requiere aplicar la mayor energía paracontrarrestar la resistencia a la rotura por el naturalconfinamiento de la roca. (ver dibujo de cebadoadecuado de ANFO y Examon).La velocidad y la presión de detonación del cebo sondeterminantes para la rapidez con que se logre elrégimen constante de “presión de taladro o de trabajo”.La energía de impacto inicial del cebo tiene marcadainfluencia en el tiempo en que será lograda ladetonación a régimen constante del explosivo receptoren la columna de carga del taladro; es decir el tiempoen que este explosivo conseguirá su velocidad establede detonación y los rangos de régimen termodinámicoe hidrodinámico cercanos al 100% de sus valoresteóricos máximos, que es lo que el usuario deseaobtener para el mejor logro de sus objetivos de trabajo.En los taladros de pequeño diámetro cargados condinamita, esto se logra de forma casi inmediata debidoa la presencia de la altamente exotérmica nitroglicerina,traduciéndose ello en su elevado impacto rompedor,que es una de sus grandes ventajas. A su vez, en lostaladros también de pequeño diámetro pero cargadoscon ANFO esta fase de la iniciación demora cierto tiempodebido a que la reacción del nitrato granular es lenta,mostrando por tanto menor impacto rompedor. Esto tratade compensarse en parte, como se dijo anteriormente,colocando un cebo enérgico de alto explosivo.CAPÍTULO 7
    • 94Un cartucho de dinamita gelatinosa es uno de los cebosmás adecuados, pero debe descartarse el uso decualquier cebo de dimensiones reducidas aunque seade alto explosivo. Algunos usuarios, pensandoeconomizar explosivo, utilizan como cebo sóloporciones de cartuchos para iniciar el ANFO, lo quepor lo contrario resulta inconveniente puesto que porfalta de energía el rendimiento del taladro es muypobre, lo que se puede apreciar fácilmente por ladeficiente fragmentación y los tacos que suelen quedardel taladro. El hecho de que un disparo salgacompletamente no significa que haya sido bueno. Tieneque observarse detenidamente el avance, fragmentacióny desplazamiento de la carga para determinar si lainiciación ha sido adecuada y si se ha logradodetonación total o sólo ha deflagrado parcialmente.Se estima que con ANFO pobremente cebado, elrégimen constante de detonación se logrará reciéndespués de un recorrido mínimo de 6 diámetros detaladro, debiendo tenerse presente también a laprogresiva pérdida de sensibilidad del ANFO a medidaque disminuye el diámetro del taladro, o que aumentesu longitud, como es el caso de los disparos con elmétodo de taladros largos en anillos o abanicos ensubniveles (long hole ring drills), donde con longitudesdel taladro de 6 m hasta 30 m (20’ a 100’) esimperativo emplear cebos muy enérgicos y suficientesen masa (peso).B. Taladros de gran tamañoPara iniciar un taladro cargado con explosivo sensiblese emplea el cebo, normalmente suficiente paratrabajar en taladros de pequeño diámetro, pero no asípara los mayores de 3” de diámetro que requieren deun reforzador, especialmente si se trata de iniciarANFO, slurries o emulsiones no sensibles. Así, en susinicios el ANFO cargado en taladros de gran diámetroen minas de tajo abierto era cebado con uno o másatados de cartuchos delgados de dinamita, calculandosu peso en aproximadamente un 5% de la carga total,pero como este método resultaba insuficiente fuesustituido por el empleo de cebos especiales de altapresión de detonación, constituidos por altos explosivoscolados o moldeados, tales como las combinacionesde TNT, PETN o RDX denominados “reforzadores,boosters o cast primers”. Incluso después de introducidosestos primers, se buscaron otros medios para mejorar lainiciación, como son: el cebado en puntos múltiples dela columna con estos mismos boosters iniciadores, o elinicio axial con cordón detonante de alto gramaje (90 a120 g/m) a lo largo de todo el taladro (que fue pocosatisfactorio) y finalmente el termocebado, constituidopor una porción de slurry aluminizado o emulsióniniciada por un primer, conjunto que normalmente seubica al fondo del taladro.Este último esquema permite, además conseguir unmejor acoplamiento de la carga iniciadora al llenartodo el diámetro del taladro, mucho mejor aún si elslurry o emulsión es denso, ya que su elevada velocidady alto desprendimiento de calor contribuiráprecisamente a reforzar al primer. Este esquema es muyapreciado en nuestros tajos abiertos para voladura derocas “difíciles” y para nivelar el piso de los bancosdisparados, donde usualmente se coloca una a dosbolsas de Slurrex (25 a 50 kg) o Slurrex-EG a granel,con un booster APD de 1 libra, completándose eltaladro con ANFO.En minería a tajo abierto se emplean los siguientestipos de reforzadores o boosters como cebos iniciadorespara los taladros de gran diámetro (sobre 75 mm ó 3”de diámetro) cargados con ANFO o agentes devoladura acuosos:a. Cebos colados (cast primers)De alta densidad, alta presión de detonación (APD) yelevada velocidad. Sobre la base de TNT, pentolita, RDXy otros explosivos primarios. De tipo colado o prensado,se presentan en moldes cilíndricos sólidos de 1/3; 1; 3y 5 libras (de 150 g a 2,3 kg), con agujeros pasantespara el iniciador (que puede ser un detonador decualquier tipo del N° 6 al N° 12 y más usualmente cordóndetonante desde 3 g/m hasta 10 g/m, siendo el máscomúnmente utilizado el booster de 1 libra (460 g).Clases:1. Convencional o instantáneo. Ejemplo booster APD.2. De retardo integrado, también denominados deretardo de profundidad (ejemplo: deck master, quellevan insertado un detonador de retardo).b. Cebos hidrogel y emulsión (slurry primers)Hidrogeles tipo slurry aluminizado o emulsión de altadensidad, alta velocidad y presión intermedia a alta,sensitivos al detonador N° 8 y a cordones detonantes5 y 10 g/m, eventualmente al 3 g/m con varias vueltasadicionales. Se presentan en cartuchos o bolsas depolietileno o valeron selladas, de forma cilíndrica, conpesos entre 500 y 1 000 g no son rígidos. Se detonanamarrándolos exteriormente con el cordón detonanteo eventualmente introduciéndoles un detonador.c. Sistemas explosivos de dos componentesAlgunas veces citados como “explosivos binarios”,comprenden a dos componentes independientementeno detonables, normalmente uno líquido y otrogranular, o ambos líquidos, los que al mezclarsedirectamente en su envase forman un alto explosivosensible al detonador, que se emplea como booster entaladros de voladura de gran diámetro, o tambiéncomo carga directa en plasteos secundarios, enprospección sísmica o en demolición submarina.Ejemplo: Astro Pak, Kinestic, Kinepouch, los que pordiversas razones no han tenido mayor acogida en elcampo minero.CAPÍTULO 7
    • 95c. Cebos de dinamita (dynamite primers)Cargas de dinamita gelatinosa de alta velocidad, seacomo un manojo de cartuchos pequeños atados, comocartucho individual de gran diámetro (hasta 75 mm),o como cargas especiales selladas en moldes de cartóno de plástico rígido con ranuras y agujeros paradetonador o cordón detonante.Cuando los envases o moldes están diseñados paradeslizarse por el cordón de la línea de bajada del taladro,especialmente para cebar cargas espaciadas oescalonadas, se les denomina adicionalmente sliderprimer.Los reforzadores del primer tipo (cast primer) por sualta presión de detonación y elevada velocidad, sonnormalmente empleados para arrancar slurries yemulsiones además del ANFO.Los del segundo tipo, slurry primer, son preferentementerecomendados para iniciar ANFO, con ventajaeconómica por su menor costo, aunque también enciertas condiciones pueden aplicarse a los slurries yemulsiones.Los del tercer tipo, binarios, tienen actualmente muypoca difusión.Los del cuarto tipo, dinamitas, son adecuados paratodo tipo de explosivo incluyendo Heavy ANFO,preferentemente con detonador de retardo incorporadopara cargas espaciadas, aunque también inicianeficientemente a la carga de fondo.Podríamos también mencionar al cordón detonante dealto gramaje empleado como cebo único axial, peroconviene recordar dos aspectos negativos en su uso;contrariamente a los estimado, el ANFO no detonarácon la misma velocidad del cordón (7 000 a 7 500 m/s) sino que iniciará su detonación en una infinidad depuntos en dirección perpendicular al eje del taladro,de donde su velocidad será de bajo régimen debido alcebado con muy baja energía en cada uno de estospuntos y al corto recorrido de los frentes de detonación,que serán iguales o menores al diámetro del taladro.Otra desventaja será la ausencia de cebo combinadoal fondo del taladro con la consecuente eventualidadde mala rotura en este punto, lo que además puededar lugar a la formación de los inconvenientes lomos(toes) en el nuevo piso del banco.El cebado “múltiple” con varios primer en una columnade carga integral no es siempre necesario ni brindaventaja adicional, ya que una vez iniciado el explosivopor el primero de ellos y alcanzada la presión de taladroen su régimen constante, ya no depende del tipo ni delpeso de cebo que fue aplicado, manteniéndoseconstante en todo el resto de la columna. Poner másde un booster sólo sirve para contrarrestar una eventualfalla del primero, pero en los taladros con cargasexplosivas espaciadas (decks) sí es necesario un ceboen cada carga, preferentemente retardados en formaescalonada. Eventualmente en taladros largos cargadoscon ANFO, se puede adicionar un cartucho de altoexplosivo a media columna, además del cebo parareactivar la detonación.La ubicación del cebo en taladros con carga integralse reflejará en el resultado del disparo. Se recomiendacolocarlo al nivel del piso del banco y no en el sectorde sobreperforación al fondo (subdrilling), lo quemejora el fracturamiento en este tramo, limita laformación de lomos y disminuye la vibración. Además,si se ubica al fondo mismo del taladro, parte de suenergía la dedicará a romper la roca del fondo, loque no es su función.El cebado en la boca del taladro (top priming)practicado en algunas minas es inconveniente, puesincrementa la vibración y la proyección de piedras. Eneste caso es indispensable sellarlo con taco inerte. Elcebado sólo con un Primer normalmente ubicado alfondo del taladro se practica con buen resultado enformaciones de roca friable y poco resistente, perocuando se trata de fracturar roca dura y tenaz, o conpresencia de agua, es necesario emplear un cebocombinado; en este caso, por ejemplo, un termocebadoconstituido por un booster de 500 a 1 000 g y una de20 a 25 kg de un slurry o emulsión como Slurrex-E.SELECCIÓN DEL PRIMERPor lo general, el primer criterio es el precio unitario,que no siempre resulta adecuado. Por ejemplo; utilizarun cast primer de 150 g en lugar de uno de 500 g entaladro de 30 cm de diámetro cargado con ANFOresulta antitécnico. Lo que interesa es el resultado finaldel disparo por lo que en la selección deben primar: eltipo, su velocidad, nivel de energía o presión dedetonación, su peso, sensibilidad al iniciador y sucapacidad de poder iniciar el explosivo del taladro asu más alto régimen de detonación, desde el primerinstante.Usualmente se evalúa la fuerza, potencia o capacidadiniciadora de un booster mediante la prueba deperforación de una plancha de acero de ½ ” (12 mm)de espesor, midiendo el diámetro del agujero formadodespués del disparo, que en caso óptimo será igual aldiámetro del booster. En caso de poca fuerza noafectará a la plancha o solamente le creará unaconcavidad.OTROS CASOSPlastasEl cebado es crítico para obtener la máxima eficienciade las plastas y cachorros de voladura secundaria,teniendo en cuenta el pequeño tamaño de la cargareceptora y el mínimo efecto útil que ejerce sobre laroca. Este efecto debe consumir entre 10 y 20% deltotal de la energía producida por la detonación de laplasta, perdiéndose el resto en el aire. Si el cebado esinadecuado se perderá quizá hasta un 5% de ese efectoCAPÍTULO 7
    • 96útil, lo que es una verdadera pérdida de energía y dedinero.Conviene anotar que al mencionar “cebado”, en plastasnos referimos directamente al fulminante o cordóndetonante como iniciador.En las voladuras de gran volumen como es el caso delos desplomes de talud y de los calambucos en los queun pequeño túnel en “T” acomoda gran cantidad desacos de Examon o de ANFO, el cebo puede ser unmanojo de cartuchos de dinamita o varios primers tipoAPD colocados entre los sacos, programados paradisparo instantáneo con dos o más líneas de cordóndetonante por precaución. Para disparos en taladroscalientes, por precaución se evita utilizar detonadoresprefiriéndose cordón detonante reforzado. La voladurasubmarina también requiere precauciones y técnicasadecuadas para el cebado por la presión hidrostáticay tiempo de sumergimiento. Normalmente se empleadetonadores eléctricos y no eléctricos especialmenteimpermeabilizados, y en ciertos trabajos detonadoresespeciales de presión. El uso de cordón detonanteimpermeable es limitado y la mecha de seguridadprácticamente no se emplea.En resumenVarios factores se toman en cuenta para seleccionarun cebo reforzador, pudiendo citar entre ellos a lacomposición química, densidad, peso, dimensiones(especialmente diámetro), velocidad de detonación ypresión de detonación pico efectiva, ademásnaturalmente de las propias condiciones del taladro,como dureza de la roca, presencia de agua,temperatura, tipo de carga explosiva a detonar y eltiempo que pudiera quedar cargado el taladro antesde ser disparado (en algunos casos varias semanas).Como referimos anteriormente, la velocidad y presiónde detonación estrechamente relacionados con lapresión de taladro son tomadas en consideración paraestimar el trabajo útil del cebo, teniéndose en cuentaque la velocidad es factible de determinarexperimentalmente, y que es un factor para calcular lapresión, que como sabemos es proporcional alcuadrado de la velocidad. Recientemente está ganandoimportancia el criterio de considerar como factorpreponderante a la energía total o calor de reacciónde detonación del cebo, expresado en kcal/kg, quedepende de la propia naturaleza del cebo, y tambiénel estimar el tiempo de la acción iniciadora sobre elagente de voladura, vinculado en el caso del ANFO ala reacción con velocidades de transición.Como ejemplo: un booster de 1,14 g/cm3de densidady 4 500 m/s de velocidad, que puede generar 1 350kcal/cm3y 1,45 de potencia (relativa a 1,0 del ANFO)logrará arrancar a una columna de ANFO haciéndolallegar rápidamente a una velocidad estable dedetonación de 3 000 m/s, mientras que otro boosterde mayor densidad y velocidad de 1,24 g/cm3y 5 500m/s pero que sólo genere 800 kcal/cm3y 1,0 depotencia relativa, solamente logrará levantar lavelocidad estable de detonación de este ANFO a bajorégimen, originando velocidades de transición al iniciode la reacción, lo que disminuirá notablemente superformance de trabajo.CAPÍTULO 7
    • 97El mayor tiempo de acción del slurry primer sobre lacarga a iniciar compensa el mayor pico de presión delcast primer (de mayor velocidad) produciendo igualacción iniciadora a menor costo. Este mayor tiempo esideal para arrancar al ANFO, lerdo a reaccionar porsu naturaleza granular.En el primer tramo a bajo régimen la energíaproporcionada es baja y el rendimiento de trabajomínimo. Recién se traduce en efecto útil en el tramorestante a alto régimen de detonación. Observando eldibujo se puede deducir que en un taladro confinadoesta merma inicial es insignificante, pero en una plastasí es significativa; de ahí que es conveniente compensaresta deficiencia con un iniciador suficientemente potente.CAPÍTULO 7
    • 98INICIACIÓN DE EXAMON Y ANFOA diferencia de la dinamita, hidrogeles y emulsionessensibles al detonador, que contienen un elementosensibilizador propio, como nitroglicerina, aminas,glicol o microesteras, que garantizan la iniciacióninmediata del explosivo, directamente en su régimende velocidad de detonación, los nitrocarbonitratosgranulares como el ANFO convencional, ANFOaluminizado y los ANFOs preparados como el Examon,por su condición de agentes de voladura no sensiblesrequieren de un cebo potente y de masa suficiente parainiciarse debidamente en su régimen de detonación,de lo contrario, con un cebo débil esta velocidad serátransiente, es decir, escalada por lo que el productocaerá en régimen de deflagración con bajo rendimientode energía aplicable.Es importante que la velocidad de detonación del cebosiempre sea mayor que la del ANFO (que va de 1 500a 3 200 m/s máximo) por lo que se recomiendaemplear cebos de alto explosivo (que van de 3 500 a7 000 m/s) cuanto más alto, mejor.Es recomendable también sellar los taladros cargadoscon Examon o ANFO con taco inerte para fomentarmayor número de puntos calientes.El elemento sensibilizador en estos nitrocarbonitratoses el aire contenido en los poros de los gránulos oprills del nitrato de amonio. El mecanismo de iniciaciónocurre cuando la onda de choque creada por el cebollega con enorme presión y velocidad hasta los poros,comprimiendo adiabáticamente al aire contenido enellos y calentándolo hasta inflamarlo, originando puntoscalientes o hot spots.Estos puntos calientes en contacto con el nitrato oxidantey con el petróleo los inflaman, dando lugar al procesode combustión violenta.Si el cebo es adecuado se podrá inflamar el mayornúmero de poros simultáneamente generando ladetonación; por el contrario, si el cebo es débil o demasa insuficiente sólo se inflamarán unos cuantos porosdando lugar a deflagración o peor aún a simpleinflamación.Lo negativo de una iniciación débil es que el productosólo podrá otorgar una parte de su energía potencialde trabajo (40 a 60%) lo que es una real pérdida, y lopeor es que se formará un mayor volumen de gasestóxicos, nitrosos en especial.CAPÍTULO 7
    • 99CAPÍTULO 7
    • 100CARGA DE TALADROLos métodos de carga son diferentes para los taladros dedistinto diámetro. Por esta razón se acostumbra clasificarlos taladros de acuerdo al diámetro, como sigue:- De tamaño pequeño: 50 mm (< 2”) de diámetro.- De tamaño medio: 50 a 100 mm (de 2” a 4”) dediámetro.- De gran tamaño: 100 mm (> 4”) de diámetro,actualmente hasta 15” de diámetro.Los taladros de pequeño diámetro tienen con frecuenciauna profundidad limitada y son empleadosprincipalmente en operaciones menores de voladura debancos, zanjas, túneles y tajeos de mineral. Su inclinaciónpuede ser vertical descendente hasta vertical ascendente,perforándose mucho los horizontales con máquinasjumbo pequeñas y los inclinados con máquinasmanuales. Normalmente son cargados con altosexplosivos (dinamitas o emulsiones) empleándose varillasatacadoras de madera para introducirlos y compactarlosen los taladros. Se inician fundamentalmente con mecha-fulminante, detonadores eléctricos y no eléctricos (engeneral del N° 6 hacia adelante) y se sellan con tacoinerte, preferentemente de arcilla.Los taladros de tamaño medio se emplean mayormentepara voladura de producción en minas subterráneas,en canteras y obras civiles perforándolos con máquinasgrandes tipo jumbo y con track drills. La inclinación esusualmente vertical o casi vertical descendente, con unarelación 3:1 recomendada para buena fragmentación.Normalmente son cebados con alto explosivo y lacarga explosiva principal puede ser de alto explosivo oun agente de voladura normalmente granular. Si noson demasiado profundos pueden cargarse y atacarsecon varilla de madera (para dinamitas); de otro modose cargan a flujo libre con cargadores neumáticosprovistos de mangueras antiestáticas (para Examon oANFO). El encendido de frontones grandes se puedeefectuar con mecha-fulminante prendida con mecharápida; con fulminantes eléctricos o con detonadoresno eléctricos de shock. En canteras y pocas laboressubterráneas (como VCR) con cordón detonante.Los taladros de gran diámetro son aplicados paraoperaciones a gran escala en canteras y minas a tajoabierto. La perforación es vertical o poco inclinada ylos explosivos empleados son normalmente agentes devoladura secos o acuosos (ANFO, slurries y emulsiones)cebados con primers o boosters de alto explosivo. Elagente de voladura puede ser cargado en cartuchosgrandes de polietileno (ejemplo: Slurrex) que se sueltanlibremente dentro del taladro; ser vertidomecánicamente al taladro con camiones mezcladoresde cargador sin fin (augers para ANFO y heavy ANFO)o ser bombeado con manguera directamente al fondodel taladro mediante un camión fábrica mezclador-bombeador (emulsión y heavy ANFO con más de 50 a60% de emulsión).Para el primer caso es conveniente tener presente lasiguiente fórmula usual para determinar la elevaciónde nivel de agua al cargar los cartuchos de explosivosen un taladro de banco anegado:Hf = H0x (Ø)2(Ø)2- (Øe)2donde:Hf : altura final del agua.H0: altura inicial del agua (medida conwincha y flotador.Ø : diámetro del taladro.Øe: diámetro del cartucho explosivo.El carguío con manguera al fondo del taladro desplazapaulatinamente al agua. La altura final puede serligeramente menor, por el mayor confinamiento.Los taladros con agua estática suelen ser previamentedrenados con bomba y cargados con un agenteresistente al agua hasta la cota del nivel freático(ejemplo: Slurrex-AP 60) y el resto de la columna conANFO previo taco inerte intermedio, el taladro se sellacon taco de detritos de la misma perforación.Los taladros totalmente inundados se cargan sólo conagente altamente resistente al agua (ejemplo Slurrex-AP 60, Slurrex-AP 80, Slurrex-EG) dejándose el aguacomo taco cuando la columna es baja, o sellándolocon detritos cuando la columna explosiva es alta. ElSlurrex tiene excelente comportamiento en agua activao surgente.Es importante para la operación seguir las normas de“Control de Calidad” en todo el trabajo, que en sumayoría son de criterio propio, pero contribuyen al buenresultado de la voladura una adecuada supervisión yla capacitación del personal. Un error u omisión puedeprovocar un desastroso resultado en seguridad y unapérdida por mal rendimiento.Antes de comenzar la carga se debe chequear laprofundidad, inclinación, espaciamiento y limpieza delos taladros, limpiar las obstrucciones y desaguarlospor bombeo o soplado con aire comprimido, si esto esposible. Los huecos demasiado profundos debenrellenarse hasta el nivel del proyecto. Tener cuidadocon los demasiado cortos por la proyección de piedras,siendo preferible profundizarlos o perforar un nuevohueco cercano (en este caso rellenar el abandonado).No debe perforarse ningún nuevo taladro si existe elriesgo de interceptar a otro cargado.Los taladros con agua deben cargarse con explosivoresistente a este elemento, previamente comprobado.Es muy importante el adecuado y cuidadoso tendidode los sistemas de iniciación, de cualquier tipo quesean y la correcta distribución de los cebos y tiemposde retardo por carga.CAPÍTULO 7
    • 101CAPÍTULO 7
    • 1021. Método óptimo con cebo al fondo del taladro(sin taquear), el resto de cartuchos taqueados,con tapón inerte.2. Similar, pero con cartucho “cama” al fondo (aveces éste no detona totalmente y queda untaco).3. Método con el cebo en la boca del taladro,eventual, para casos especiales en los que nose puede cargar al fondo. Se recomienda noprescindir del tapón inerte para sellar el taladro.4.Cebado intermedio, también para casoseventuales. Es el menos recomendado ya quela carga de fondo puede insensibilizarse por elfenómeno de la hipercompresión y la cargahacia la boca recibe iniciación indirectadisminuida.5. Cartuchos con espaciadores de material nosólido (ejemplo: caña), cebo en la boca confulminante común, detonador eléctrico odetonador no eléctrico y con tapón inerte.Alternativa: cordón detonante axial.6. Similar, pero con cartuchos sueltos, sinespaciadores, iniciados con cordón detonantea lo largo de todo el taladro.NotaLos esquemas de carga presentados y los que a continuación se muestran para voladura en superficie son deaplicación general en trabajos de voladura de túneles, tajeos, piques, canteras y otros, variando su longitud,diámetro y carga de acuerdo a la amplitud, condiciones del frente, roca y equipo de perforación disponible.Naturalmente estos gráficos son una guía práctica, al igual que los trazos de perforación que se muestran en todoel texto, ya que en el campo se presentan muchas condiciones diferentes. El operador encargado del trabajo podráaplicar el que le parezca conveniente, o diseñar uno propio que se adapte mejor a sus necesidades.ESQUEMAS DE CARGA PARA DINAMITASCAPÍTULO 7
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    • 104CAPÍTULO 7
    • 105CAPÍTULO 7
    • 106A. Carguío de emulsiones a granelEl uso de heavy ANFO en taladros con agua estática,previo bombeo o no, para drenarlos, constituye unaalternativa importante que debe ser tomada en cuentapara la optimación de la voladura.Cabe destacar que una de las más recientes alternativastécnico económicas es el reemplazo parcial o total delANFO por heavy ANFO de bajo contenido de emulsión(ejemplo: 30% emulsión y 70% ANFO) a granel entaladros secos, lo que permite una expansión de mallade perforación del orden de un 30% y mejora lafragmentación, disminuyendo el costo total deproducción, ya que el Heavy ANFO tiene mayordensidad y potencia relativa por volumen que el ANFO.La metodología de carga a granel de emulsiones yagentes de voladura directamente al taladro en bancosde tajo abierto o canteras, tiene como elementomecánico fundamental al camión cargador, que puedeser desde el modelo más simple y de menor capacidad,como es un mezclador/cargador para preparar y verterANFO convencional (ANFO blend truck) o uno que sólosea bombeador, con su tanque, bomba y manguera(pump truck) para abastecer emulsión pura, hasta losmodelos más completos, sofisticados y de gran tonelaje(blend and pump trucks), que cuentan con tolvas dediferentes capacidades para nitrato de amonio,emulsión, aluminio en polvo y tanque de petróleo, condescarga tanto por manguera como por brazo sinfín,capaces de dosificar mezclas en diferentes opcionesde:- ANFO convencional.- ANFO aluminizado.- Emulsión/ANFO (heavy ANFO) en proporcionesque pueden ir de 0 a 100 o viceversa.- Heavy ANFO aluminizado.- Emulsión pura.Los mecanismos que emplean los camiones para lamezcla de componentes y transportes del producto finalal taladro son de diversos tipos, según el caso, por logeneral tornillos sinfín (augers) que pueden tenerdisposición horizontal, inclinada o vertical, bombas deengranajes, de vanes, de diafragma, de cavitaciónprogresiva y otras, conectados mediante sistemasreguladores y dosificadores controlados por el operadoren el mismo camión, quien regula y dosifica la mezclasmediante cuenta revoluciones, de acuerdo a la mayornecesidad de potencia que requieran los taladros enroca dura, o a la presencia de agua en los mismos,produciendo relaciones variables de emulsión-ANFO.Ejemplo: 10-90, 20-80, 60-40, 80-20.La descarga final se efectúa según las característicasfísicas del producto, sea bombeado con manguerahasta el fondo del taladro o vertido por la bocamediante brazos con tornillo sinfín, que pueden tenerdiferente ubicación para:- Descarga posterior con brazo a nivel (acción deabanico).- Descarga posterior con brazo sobrecabeza.- Descarga frontal con brazo sobrecabezaSistema a seleccionar de acuerdo al método de trabajoprioritario aplicado en la mina y a la distribución delos taladros. Para los anegados:- Descarga por bombeo, con manguera.- Descarga por brazo sinfín y bombeo.Como referencia, vale la pena mencionar los dossiguientes aspectos resultantes de la experiencia deaplicación de emulsiones en voladura:- Se considera que una emulsión requiere sersensibilizada cuando se va a emplear pura, o cuandose quiera preparar heavy ANFO que contenga másde 50% de emulsión.- La mezcla con menos de 50% de emulsión puedeno requerir emulsión sensibilizada si el disparo seva a realizar inmediatamente después de efectuadala mezcla y hecho el carguío en los taladros.La resistencia al agua de un heavy ANFO puedeconsiderarse excelente en mezclas que contienen un60% o más de emulsión.Actualmente EXSA S.A. fabrica los siguientes productospara los siguientes trabajos:- A granel, para carguío mecanizado:----- Slurrex-MA----- Slurrex-EG- Encartuchadas o embolsadas, en diámetros medianosa grandes, para carguío manual, como alternativa paralas minas que no disponen de camión mezclador-cargador, o para taladros difíciles de alcanzar con elcamión, también para cargar taladros sumamentefisurados y anegados:----- Slurrex-E----- Slurrex-APB. Carguío en subterráneoEl carguío mecanizado de ANFO, Examon y otrosnitrocarbonitratos granulares en subterráneo, estáampliamente difundido mediante cargadoresneumáticos con capacidad desde 20 kg (portátiles)hasta más de 2 toneladas (camiones articulados)basados en la inyección del explosivo al taladro conaire comprimido, regulado mediante una válvulaventuri, incluso en los taladros largos sobrecabezadonde el producto se compacta y agarra bien; perocon la emulsión pura (en contadas excepciones) y conel heavy ANFO, hasta el momento es difícil aplicarloprácticamente, por varios motivos:CAPÍTULO 7
    • 107- Aún no hay productos adecuados y económicos paracargarlos en taladros de pequeño diámetro (diámetrocrítico).- Requiere equipos de bombeo resistentes, seguros, dedimensiones adecuadas, fáciles de operar y trasladar.- No siempre es posible aumentar la malla para sumejor performance, por la limitación de espacio delos frentes de voladura.- Si el control de carguío con ANFO es difícil, con lasemulsiones es mayor, especialmente por los derramesque se producen.- A diferencia del carguío mecanizado en tajos abiertos,donde el volumen de explosivo y la rapidez songrandes, en subterráneo es difícil justificar la inversiónen equipos, para cargar cantidades relativamentepequeñas de explosivo, al menos por el momento.CAPÍTULO 7
    • 108
    • 109CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO8O8O8O8O8
    • 110
    • 111que se realiza con una bombita-explosor especial(Hercudet). En el sistema elemental el tren viene aser la misma mecha de seguridad.c. Al detonador, que comprende:1. Al elemento de retardo, que al recibir el impulsoiniciador a través del tren de transmisión, lo retieneun tiempo determinado antes de transferirlo a lacarga sensible para producir su inflamación. (esteelemento no existe en el sistema elemental, en elque los retardos de tiempo se dan solamente condiferentes longitudes de mecha y orden deencendido).2. A su carga iniciadora que comprende a su vez auna carga primaria sensible y a una carga base(secundaria o detonante), distribución que es comúna casi todos los detonadores comerciales. La cargaprimaria (azida de plomo, fulminato de mercurio osimilares) al recibir la llama o la onda de impulsoiniciador se inflama y hace detonar a la carga base,que es generalmente de pentrita, la que a su vezhace detonar a la carga explosiva que le rodea (ceboo prima).d. Al cebo, cartucho de dinamita, hidrogel, TNT uotro explosivo sensible que finalmente hacedetonar a la carga principal (carga del taladro).Esta serie de pasos se repite en cada taladro deuna voladura múltiple; de ahí la importancia delas demoras minúsculas de tiempo de encendidoentre cada taladro para lograr salidas secuenciales.El cebo o prima, que debe proporcionar una energíainiciadora suficiente para que la columna explosivaprincipal pueda detonar a su régimen, y así entregarsu máximo potencial para que la voladura de todoel frontón sea completa y eficiente.La iniciación de cargas explosivas se efectúa en dosformas:1. Encendido de cargas individuales aisladas, quepueden ser disparadas una a una en diferentesmomentos o todas a un tiempo.2. Encendido de cargas múltiples que no se disparansimultáneamente sino siguiendo cierta secuencia, enlo posible con períodos precisos de demora entrecada tiro, en forma “rotacional”, lo que comoveremos más adelante proporciona muchas ventajasen cuanto a fragmentación, reducción de vibracionesy menor consumo específico de explosivo, y quepuede hasta cierto punto “sincronizarse” medianteel empleo de detonadores de retardo, eléctricos yotros medios.Los medios originadores del impulso iniciador (llamay electricidad) y los elementos de los accesorios de lossistemas propios de iniciación, se pueden combinar enciertas formas, formando cadenas de iniciación,adaptables a cada condición o tipo de voladura, comose muestra en el siguiente diagrama.CAPITULO 8MÉTODOS DE INICIACIÓNP ara que un explosivo pueda detonar es necesarioiniciarlo, lo que se efectúa normalmente mediante losdenominados “accesorios de voladura”, que comprendena los fulminantes o detonadores, mecha de seguridad ymecha rápida, conectadores, retardadores, cordonesdetonantes, cables, explosores e instrumentos de controlcomo ohmnímetros y otros.La utilización de estos accesorios debidamenteseleccionados y combinados para cada caso, da lugara los procedimientos empleados para iniciar ladetonación de una voladura, conocidos como métodosde iniciación o de encendido de explosivos, queusualmente se agrupan en:A. Sistema elemental o convencional de mecha lenta-fulminante; mejorado recientemente hasta ciertopunto con el encendido previo de las mechas decada taladro mediante la mecha rápida (ignitercord) y cápsulas conectadoras.B. Sistema eléctrico convencional; con detonadoresinstantáneos y de retardo estándarescomplementado con el sistema de alta resistenciaa corrientes estáticas o extrañas y con los sistemaseléctricos especiales, como el Magnadet y los deexplosores secuenciales electrónicos.C. Sistemas no eléctricos, del tipo Nonel y similares ylos cordones detonantes regulados porretardadores.D. Sistemas especiales para aplicaciones definidas,como los detonadores de concusión Dominó paravoladura subacuática y otros.Los elementos básicos de estos sistemas iniciadorescomprenden:a. La pega, se considera como elemento básico almedio originador del impulso iniciador, que segúnel método será la chispa o llama abierta de unfósforo o chispeador de fricción; la descargaeléctrica producida por un explosor, sea de tipodínamo eléctrico o de condensador; al efecto deimpacto de una pistola de arranque paradetonadores Nonel y similares, o el de un fulminanteconvencional para esos mismos detonadores y paralos cordones detonantes, que en la práctica sedenomina pega, chispeo, encendido, etc.b. Al tren de transmisión del impulso iniciador, que vadesde el punto de origen hasta el núcleo sensible deldetonador y que según el tipo de sistema se efectúa:1. Mediante alambres conductores (eléctrico),2. Mediante mangueras plásticas muy delgadas yflexibles, cubiertas interiormente con un compuestopirotécnico sensible (no eléctrico Nonel),3. Mediante cordones detonantes de muy bajo gramaje(Anoline, Detaline),4. Mediante mangueras muy delgadas llenadas conun gas inflamable y selladas poco antes del disparo
    • 112CAPÍTULO 8
    • 113APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE INICIACIÓNAunque realmente una voladura puede realizarse concasi cualquiera de los métodos conocidos, éstos en lapráctica se agrupan como:A. Métodos para voladura subterráneaFrontones de túneles, tajeos, piques, etc. que se resumena la preparación de cebos de dinamita, de explosivohidrogel o emulsión de pequeño diámetro (22 hasta75 mm) con:a. Fulminante simple y mecha de seguridad; o fulminantesimple y mecha, más mecha rápida y conectadores(en ambos casos se enciende con llama).b. Detonador eléctrico instantáneo o de retardo, cablede empalme y explosor. Encendido por descargaeléctrica.c. Detonadores no eléctricos tipo Nonel o similares,con empalmes de mangueras transmisoras o decordón detonante de bajo gramaje. Encendido conun fulminante simple, detonador eléctrico o unapistola de fogueo especial.d. Cordón detonante simple, que actúa directamentecomo detonador, con retardos exteriores demicrosegundo para dar secuencias de salida.Encendido con fulminante simple o detonadoreléctrico (piques, voladura de cráter invertido VCR,banqueo, etc.).B. Métodos para voladura de superficieQue corresponden a la preparación de cebos depequeños diámetros para taladros de cantera de 75hasta 150 mm, y de primers o cargas multiplicadoraspotentes para taladros de gran diámetro, de 150 a381 mm, en tajos abiertos.En canteras y obras de ingeniería:En canteras y obras de ingeniería:En canteras y obras de ingeniería:En canteras y obras de ingeniería:En canteras y obras de ingeniería:a. Cebos de dinamita con fulminante simple y mechade seguridad para taladros individuales y plastas,complementada eventualmente con mecha rápidapara mayor número de taladros.b. Cebos con detonadores eléctricos y no eléctricos,también cordón detonante con retardadoresintercalados, para voladura de varios taladrossimultáneamente, sea que estén cargados conagentes de voladura granulares o con dinamita acolumna completa.En tajos abiertos, voladuras de producción:En tajos abiertos, voladuras de producción:En tajos abiertos, voladuras de producción:En tajos abiertos, voladuras de producción:En tajos abiertos, voladuras de producción:c. Booster o cargas multiplicadoras de alta presión dedetonación para iniciar agentes de voladura NCNgranulares, slurries y emulsiones en taladros de 100a 381 mm (4” a 15”) en bancos y rampas. Conarranque mediante detonadores eléctricos y noeléctricos de retardo y más frecuentemente porcordón detonante con retardos exteriores en línea.Las cargas iniciadoras pueden ser de tres tipos:1. Cast primer; moldes de TNT, pentolita colados oprensados en diferentes dimensiones y pesos,usualmente denominados HDP (high detonationprimer) o cast booster.2. Slurry primer; hidrogeles generalmentealuminizados y emulsiones explosivas sensiblesal detonador simple, en bolsas de polietilenoselladas o moldes plásticos de diferentes pesos.3. Primer o booster con retardo incorporado; que seemplean principalmente en los taladros con cargasespaciadas (decks) los que permiten secuenciarlasa diferentes cotas (retardos en profundidad).En voladuras de rocas muy difíciles, estos primerscon diferentes retardos en profundidad puedencombinarse con retardos en superficie, lo que permiteconjugar caras libres horizontales con caras libresverticales (retardos por filas, por taladros y enprofundidad actuando al mismo tiempo).Normalmente las conexiones de bajada dentro delos taladros son con cordones de baja potencia, de3 a 5 g como máximo, o con mangueras tipo Nonel,y en menor escala detonadores eléctricos, de maneraque la carga de columna no pueda ser iniciadaprematuramente lo que anularía el efecto de los“retardos en el hueco”. Pero algunos operadores usancordones de 8 y 10 reforzados para resistir maltratoen taladros profundos de gran diámetro.d. Cordón detonante de gran diámetro y alto gramaje,como el de 80 y 120 g para iniciación axial (a lolargo de todo el taladro, sin necesidad de un booster),aplicado para agentes de voladura granulares. Suefecto iniciador continuo proporciona velocidadesde detonación más bajas que las de régimen dadaspor el cebado puntual con booster, produciendo másefecto de presión de gases que de impacto por loque su aplicación es limitada, preferentemente arocas blandas y con muchas fracturas.C. Métodos para voladuras bajo aguaPara iniciar plastas y taladros bajo agua mediante cebosde gelignita o de gelatinas especiales.a. Con detonadores eléctricos acuáticos, instantáneoso de retardo, especialmente construidos para resistiraltas presiones bajo agua, con líneas de conducciónaisladas y selladas.b. Con cordón detonante para agua y retardos demilisegundo colocados fuera del agua (sobre balsaso en la orilla).c. Con detonadores de presión o concusión tipo dominópara el disparo simultáneo de varios taladros o plastasmediante la detonación de una carga explosivasuspendida en el agua; o también con un sistema deinducción electromagnética que utiliza explosoresespeciales conectados a un detonador eléctrico encada taladro, los mismos que se activansimultáneamente mediante una corriente de excitaciónproducida por un oscilador de alta frecuencia ytransmitida mediante una antena de lazo dispuestaen la superficie del agua sobre los taladros. Métodosaún experimentales y poco aplicados.CAPÍTULO 8
    • 114CAPÍTULO 8
    • 115CARACTERÍSTICAS DE LOS DETONADORESESPECIALES(del cuadro explicativo)(1) HRW, para uso en lugares con riesgo deconcentración de cargas eléctricas. Actualmente estánen uso [DN AG, NAB, Schaeffler y otros, denominadosinsensibles (I) y altamente insensibles (AI)].(2) EBW, el puente eléctrico reemplaza a la cargaprimaria del detonador (azida), el mismo que iniciadirectamente a la carga base. Mayormente soninstantáneos. Su empleo es aún restringido.(3) SCB, el puente de alambre será sustituido por unpequeño dispositivo semiconductor (chip) empastadoen fósforo, que al paso de una pequeña corrienteeléctrica provoca la explosión de la carga en sólo unadiez millonésima de segundo, tiempo extremadamenterápido si se compara con las milésimas de segundoque demoran las resistencias de los detonadoreseléctricos convencionales para calentarse hasta unos1 200 °C y hacer explotar a la carga primaria. EstosSCB están aún en pleno desarrollo.(4) Los Magnadet se usan como cualquier otrodetonador eléctrico excepto por su especial sistema deconexión con el circuito eléctrico de disparo. CadaMagnadet comprende al detonador de retardo normal,sus alambres conductores y un conectador plástico quealoja a un pequeño transformador anular denominadotoroide, que tiene agujero central u ojal. Todos losdetonadores de un disparo se unen al conjuntomediante un simple alambre de cobre que pasa porlos ojales y se empalma con un explosor especial, queal ser accionado genera una corriente de alta frecuenciaque activa a los toroides por inducción, produciendoasí la explosión de los detonadores. Las secuenciasserán dadas por los elementos de retardo de cadadetonador. Al momento este sistema de ICI tiene pocademanda por su alto costo, pero es muy eficiente y seguro.(5) Los detonadores electrónicos actualmente endesarrollo (Dynamit Nobel y otros) no llevarán elelemento de retardo convencional. Serán activadossecuencialmente por medio de un explosor electrónicocomputarizado que también les dará los tiempos deretardo. Se estima su salida al mercado operativo encorto plazo para usos específicos debido a su mayorcosto inicial.(6) El sistema no eléctrico LVST (low velocity signaltransmission), introducido recientemente por EnsignBickford Co., se caracteriza por su especial componentereactivo de baja velocidad, que permita extremaprecisión y mínima dispersión (menos de 2%). En estesistema el retardo está en el mismo tubo de transmisión,que se corta en longitudes de acuerdo al tiempo deretardo deseado. Por el momento sólo se estáempleando en superficie.(7) La principal característica del Sistema EXEL – ICI, essu elevada resistencia a la tracción y abrasión, 400%mayor que en los sistemas convencionales. Lamanguera plástica requiere 100 lb de tensión parallegar a elongación y ruptura contra 20 lb en los demás.Su núcleo explosivo es de RDX-aluminio, con retardoLD, MS y también detonador instantáneo, para uso entaladros profundos y abrasivos.(8) Sistema Hercudet, está formado por un explosorespecial conectado a los detonadores (instantáneos ode retardo, entre 50 y 850 ms) mediante un fino tuboplástico flexible por el que se introduce una mezcla deoxígeno con un gas combustible llenando toda la líneadel circuito de taladros con el gas (este circuito puedeser comprobado midiendo la presión o la fuga del gas).La flama iniciadora se propaga a 2 400 m/s iniciandoa su paso a los detonadores, pero no al explosivo de lostaladros en contacto con el tubo, por lo que hace factibleel cebado al fondo (al contrario de los cordones de bajogramaje de los sistemas Anoline o Detaline con los quepuede iniciarse parte de la columna explosiva antes quela onda llegue al detonador del cebo).CAPÍTULO 8
    • 116CAPÍTULO 8
    • 117DESCRIPCIÓN SIMPLIFICADA DE LOSMÉTODOS DE INICIACIÓNA. Iniciación con mecha de seguridad (mechalenta, guía o estopín)Normalmente recomendada para iniciar cargassimples. Es aún muy empleada en la pequeña ymediana minería subterránea y en obras de ingeniería,por su menor costo y por ser factible de utilizar porpersonal poco entrenado.Fundamento: consiste en hacer estallar a un fulminantemediante un dardo de llama transmitido por una mechade pólvora.Sus elementos son:- La mecha de seguridad:Accesorio lineal flexible con núcleo de pólvora negraforrado con material textil y cobertura plásticaimpermeable, que transmite por su interior a una llamacontrolada denominada “dardo” y el fulminante odetonador simple, instantáneo, formado por una cápsulade aluminio con sus cargas inflamable y explosiva,abierta por uno de sus extremos para introducir la mechay ponerla en contacto con la carga inflamable.- La carga inflamable o sensible:Varía usualmente entre 200 a 300 mg de fulminato demercurio o azida de plomo, mientras que la cargaexplosiva o secundaria de PETN o nitropenta es de 500a 700 mg. Según su carga total los fulminantes secategorizan por número: 4; 6; 8; 10; 12; etc.,comercializándose actualmente en mayor proporciónlos números 6 y 8, siendo éste último tomado comoíndice de la clasificación de los explosivos en sensiblese insensibles (agentes de voladura).Los productos que EXSA elabora: Gelatina Especial,Semexsa, Exadit, Semexsa-E, Lurigel, Exagel-E, Exacorte,Exsasplit, Geodit son iniciables con fulminantes N° 6 yN° 8, no así los agentes de voladura Slurrex, Examon,Slurrex-EG y Slurrex-AP, que requieren un cebo.a. Ensamblaje de mecha-fulminante (engarce)Para asegurar su correcto funcionamiento debe tenersepresente que la unión de la mecha con el fulminantedebe ser efectuada con cuidado, utilizando alicatesencapsuladores especiales o máquinas fijadoras parasellar el empalme y evitar el ingreso de agua o polvohasta la carga explosiva, que es muy sensible a lahumedad. El forro plástico de la mecha la haceimpermeable pero sus extremos abiertos o cortadosno lo son, por lo que no deben mojarse. Por precaucióncontra la humedad de mecha almacenada; se debecortar una o dos pulgadas del extremo antes deinsertarla en el fulminante.Como regla práctica se recomienda efectuar losiguiente al empatar la mecha-fulminante:- Realizar un corte recto y limpio de la mecha conuna navaja o herramienta afilada, para evitar elderrame de pólvora o que queden hilachas. El cortedebe ser vertical, no diagonal.- Limpiar cualquier residuo de materia o de polvo enel fulminante.- Introducir la mecha hasta el fondo del fulminantedebiendo quedar en buen contacto con la cargaexplosiva (si queda espacio de separaciónusualmente falla el encendido, debido a que se creauna cámara de contrapresión de gases que extingueal dardo de llama que debía activar a la cargaexplosiva).- Realizar la unión cuidadosamente, apretando bienpero sin exceso con el alicate fijador, para noestrangular la mecha y obtener un buen engarce.- En el caso de tener que trabajar en taladros conagua y no disponer de detonadores especiales,aislar la unión entre el fulminante y la mecha congrasa o pintura aislante adecuada, y disparar en elmenor tiempo posible.- Evitar el maltrato de los fulminantes; puededesprenderse la carga activa o puede estallar.b. EncendidoLa mecha puede ser encendida con fósforo, o medianteencendedores especiales de chispa.Cuando se trabaja con este sistema, el disparo de unaspocas cargas aisladas puede efectuarse indistintamente,pero cuando se trata de un número mayor el encendidodeberá ser rotacional, lo que se logra por dos medios:- Por el chispeo individual y ordenado de cada carga(timing o secuenciado).- Por medio el chispeo único de un extremo de mecharápida, la que se encargará de encender a todaslas cargas en forma secuente.Para el encendido rotacional se deben tener presentestres reglas importantes:1. Los cebos armados deben ser ubicados al fondo delos taladros.2. El tiempo empleado en encender toda la ronda debeser tal que todas las mechas deben estar ya encendidaspor dentro de la boca de los taladros antes de queexplote la primera carga, para evitar tiros cortadospor deterioro de las mechas con las rocas volantes.3. El operario que esté encendiendo varias mechasdebe mantenerse alerta, tanto para mantener elorden previsto como para controlar su tiempo deescape. Así, como medida de seguridad, en cadavoladura se acostumbra prender simultáneamentecon la primera carga una mecha o guía de aviso,de unos 60 cm (2’ a 3’), más corta que la mechade menor longitud empleada en la voladura, demodo que al terminar de quemarse la mecha de avisoindica el tiempo mínimo disponible para el escape delos trabajadores (unos 52 s/pie). En algunos paísesestá prohibido usar mecha menor de 1 m.CAPÍTULO 8
    • 118Como norma de seguridad la velocidad de quemadode la mecha debe verificarse periódicamente medianteun cronómetro, encendiendo varios tramos de longitudexacta (1 m o más) y controlando el tiempo quedemoran en consumirse, según el fabricante. La normanacional limita entre 150 a 200 s/m de longitud (± 50s/pie) con una dispersión de 5 a10%.El timing o encendido rotacional directo se consiguede las siguientes maneras:- Utilizando mechas de igual longitud para todos lostaladros, las que se chispean una tras de otrasiguiendo un orden de acuerdo a la distribución detrazo de voladura: Primero los taladros del corte oarranque, luego los de ayuda, después los cuadroso flancos seguidos por las alzas o del techo yfinalmente los arrastres al piso.- Utilizando tramos de mecha de diferente longitud(generalmente una pulgada de diferencia entre tiroy tiro) previamente cortados y ensamblados,correspondiendo los más cortos a los taladros dearranque.- Cortando en diferente longitud a las mechas quesalen de los taladros después que éstos han sidocebados, cargados y taqueados, entendiéndose quetodas originalmente han sido de igual longitud. Elorden de salidas se obtiene por estos cortes y por elchispeo en el orden en que uno desea que salganlas cargas.c. Mecha rápida (igniter cord) y conectoresUtilizado para el encendido de voladuras de grannúmero de taladros con mecha de seguridad yfulminante. La mecha rápida es a la vez un accesoriode ignición y retardo que permite con un solo chispeoasegurar el encendido secuente o en “rotación” de unaserie de mechas con un orden de salidas preestablecido,que se controla con la longitud de mecha rápida entrecada conectador; es decir, con el espaciamiento entrecada mecha de taladro a encender.La mecha rápida consiste de un alambre delgado yflexible recubierto con un compuesto pirotécnico quetiene determinada velocidad de quemado, que a suvez está forrado con hilo nylon o plástico para darleresistencia e impermeabilidad.Los conectadores consisten de una casquillo dealuminio o de cobre similar al fulminante y con lamisma dimensión interior, que igualmente tiene unextremo abierto para introducir la mecha de seguridady el otro cerrado, donde contiene una cargainflamable.En este extremo cerrado tienen un ojal o un corte lateralpara pasar la mecha rápida y sujetarla poniéndola encontacto con la carga inflamable.d. EnsamblajeEl conjunto iniciador comprende entonces al tramo demecha de seguridad que en un extremo tiene unfulminante y en el otro un conector. El fulminante seintroduce en un cartucho para formar el cebo quedandolibre el extremo del conector.Una vez que todos los taladros han sido cebados ycargados, sobresalen las mechas con sus respectivosconectadores. La mecha rápida se inserta en cadaconector siguiendo un orden rotacional de salidas. Alencender el extremo de la mecha rápida ésta encenderáa su turno a cada conectador y éstos a su vez a cadamecha lenta del disparo. Esto permite encender todala voladura con una sola operación dando mayortiempo y facilidad de escape al operador, a la vez quepermite establecer una secuencia de salidas quizá nomuy exacta pero funcional, que puede ajustarsevariando las distancias entre conectadores y en algunoscasos empleando tramos de mecha rápida de diferentevelocidad de ignición.Al igual que ocurre con el empate del fulminante-mechaes importante el correcto engarce del conectador paraun seguro encendido de la mecha; de la misma manerael ajuste de la mecha rápida-conector debe ser bienefectuado, sin apretar demasiado ya que la mayor partede los cortes de transmisión con el correspondiente tirofallado ocurren en estos empates.Como referencia histórica, la mecha de seguridad fuedesarrollada por W. Bickford en 1831 y el fulminantesimple por A. Nobel en 1867, quien también desarrollóla dinamita basado en nitroglicerina.El encendido con mecha está siendo sustituido por lossistemas eléctricos y no eléctricos de retardo, pero aúntiene bastante campo de aplicación en plastas aisladas,canteras, tajeos de mineral pequeños, vetas estrechas,galerías y túneles de menor sección.e. Normas para el uso de mecha rápidaEl empleo de este accesorio en frontones esrelativamente simple, pero se deben tener en cuentaalgunos aspectos.Las de mayor velocidad (10 a 15 s/m) normalmentese usan en frentes con taladros bastante espaciados,1,20 a 2,50 m. Las normales (25 a 35 s/m) en tajeosintermedios y las de baja velocidad (40 a 60 s/m) ensocavones, cruceros, realces, etc., con taladros muycercanos, y donde se requiere clara definición de tiempoentre los arranques y ayudas. Si sólo se dispone de untipo se tendrá que jugar con espaciamientos entreconectadores.En forma primordial se tiene que evitar un corte en elavance de quemado, pues esto anulará el encendidoCAPÍTULO 8
    • 119de parte de la voladura, malográndola. Para ello esnecesario:- Asegurarse que el fulminante y conectador de cadatramo de mecha de seguridad estén debidamenteengarzados antes de introducirlos, con el cebo ensus respectivos taladros.- Los empalmes de la mecha rápida deben estarcuidadosamente entorchados. Al devanarla de sucarrete se evitará la formación de lazos o nudos yque se quiebre el núcleo, para evitar cortes dequemado o que penetre humedad.- Los conectadores deberán estar adecuadamenteespaciados y bien asegurados (sin apretarlosdemasiado).- Los tramos de empalme de mecha rápida debenestar separados de la pared y entre sí, ya que seproducirán cortes si se cruzan, esto especialmenteentre los taladros de arranque y de ayuda que esténmuy cercanos.Por seguridad, es necesario que la chispa del últimotaladro se encuentre aún dentro del mismo cuando estéexplotando el primero para evitar que algún fragmentopueda cortar la línea en combustión, por lo que esnecesario determinar la longitud necesaria de mecharápida para conectar todos los taladros del disparo, loque se puede estimar por cálculo, como sigue:Ejemplo de cálculo para determinar la longitud demecha rápida para encender un disparo en tajeo contaladros de 2,40 m (8’) con guías de mecha deseguridad de 3 m (10’), teniendo en cuenta que lavelocidad de la mecha de seguridad es de 145 s/m(45 s/pie) y de la mecha rápida de 35 s/m (10,9 s/m).- Tiempo de quemado de la mecha de seguridad portaladro:3,00 m x 145 s/m = 435 s- Tiempo de quemado del tramo de 0,60 m (2’) demecha de seguridad que sobresale del ultimotaladro:0,60 m x 145 s/m = 87 s- Tiempo efectivo de quemado disponible dentro delúltimo taladro, es decir para el avance de la mecharápida en total:435 - 87 = 348 s- Longitud de mecha rápida necesaria para el disparo:348 s = 9,94 = 10 m35 s/mTeniendo en cuenta que la distancia de empalme entreun conectador y otro como mínimo es de 0,15 m, eneste caso teóricamente se podría disparar hasta 10,0/0,15 = 66 taladros. Pero esto dependerá de lasecuencia que se quiera dar a las salidas y del númeroreal de taladros programados para el frontón. Si fueran,por ejemplo, 45 taladros la distancia promedio seráde 10/45 = 0,22 m, válido para todos los taladros dela voladura menos para los que necesitan arranquesdonde los conectadores deberán ser iniciados en formasimultánea.Los disparos de frontones con arranque por cortequemado usualmente son los más complicados,incrementándose los problemas cuanto mayor área ynúmero de taladros tengan, por lo que en estos casoses conveniente dividir el frontón en tres tendidosindependientes: arranque, parte superior y parteinferior, unidos en un solo punto, que debe sercoincidente con el inicio del de arranque y con el puntomedio aproximado de los otros dos.Los más simples son los disparos de zanjas o de tajeoscon cara libre por un extremo, en los que la mecharápida se coloca al centro y a lo largo del disparo,empalmándose los taladros lado a lado a igualdistancia entre conectadores.CAPÍTULO 8
    • 120CAPÍTULO 8
    • 121EJEMPLOS DE SECUENCIADO DE SALIDAS CON MECHA DE SEGURIDAD(SECUENCIAS)54321 (ARRANQUE)CORTES (CORTE)(SECUENCIAS)CORTES AIGUALESPACIADO CORTES ÚNICOS POR MANOJOSEncendido de la mecha deseguridad (c) mediante elconectador (b) activado por lallama de la mecha rápida (a)1) Empalme con alicate engargolador2) Empalme con máquina fijadoracba1 2FORRONÚCLEO DEPÓLVORAMECHA DE SEGURIDAD: FULMINANTE SIMPLE:CASQUILLOCARGA BASECARGA SENSIBLECORRECTO INCORRECTOSGARGANTA DE AJUSTE (ENGARCE) ESPACIO VACÍO CORTE DIAGONALDE RANURA DE OJAL (CORTE)CONECTADORES FULMINANTES (CORTE)CORRECTO ENSAMBLE DEL CARTUCHO CEBO:DEBE TENERSE EN CUENTA QUE EL DOBLEZPUEDE SER UN PUNTO DE ESTRANGULAMIENTO Y CORTEPunto de encendido(fuego) Mecha rápidaFulminanteMecha lenta (145 s/m)ConectorEMPALMES MECHA - FULMINANTE SIMPLEf. PrecaucionesLa mecha rápida podría encenderse accidentalmentepor impacto o fricción debiendo evitarse golpearla conpiedras, barrenos o herramientas metálicas. Losempalmes; debido a su mayor concentración de carga,al igual que nudos voluminosos, flamean con fuerzapudiendo alcanzar a encender tramos muy cercanosque aún no deben ser iniciados. Puede causarquemaduras serias, su forro plástico la impermeabilizapara contacto con el agua, pero en almacenajeprolongado puede humedecerse el núcleo si no estábien protegida.CAPÍTULO 8
    • 122B. Iniciación con cordón detonante(mecha detonante, mecha explosiva)a. FundamentoConsiste en disparar directamente una o varias cargasexplosivas mediante la detonación de una mecha dealto explosivo que las une.El cordón detonante es una carga explosiva linearflexible que tiene un núcleo de alto explosivo,usualmente pentrita o PETN, forrado, con hilos dediferentes materiales según el propósito de uso delcordón y recubierto con material protector plástico,como PVC, nylon, teflón y otros, que le permitenflexibilidad, facilidad de atar, resistencia a humedad,abrasión y ruptura por tracción.El cordón detonante se clasifica de acuerdo a su contenidode explosivo por metro de longitud, fabricándose de 1,5;3 y 5 g/m para iniciar explosivos muy sensibles, 8, 10 y12 g/m para líneas troncales e inicio de multiplicadores;20, 40 y 50 g/m para prospección sísmica; 80 y 120 g/m para iniciación axial y para voladura de contorno. Laclasificación inglesa se expresa en grain/pie, cuyaequivalencia es; 1 g/m = 4,7 g/pie.Detona con velocidad constante, entre 6 000 y 7 500m/s según su tipo y se inicia por medio de un detonador,no con llama. A su vez actúa como iniciador de lamayoría de explosivos, recomendándose su empleo enlos siguientes casos:- Donde el encendido eléctrico es peligroso o no estápermitido por condiciones atmosféricas o corrienteseléctricas parásitas.- Para la iniciación de taladros profundos, o decondiciones difíciles para el empleo de accesoriosdelicados.- En voladura de hileras múltiples, con retardo entrehileras mediante el uso de relés o retardadores paracordón.Se ha generalizado en las canteras y minas de tajo abierto.Por su eficiencia y facilidad de operación, permite aplicardiferentes trazos de perforación y encendido.En subterráneo se aplica en algunos disparos defrontón, tajeos de mineral y chimeneas. El sistema deencendido de una voladura con cordón detonantecomprende los siguientes elementos:1. Detonador de inicio.2. Línea principal de cordón (troncal) tendida a lo largode toda la voladura.3. Tramos laterales de cordón (derivaciones)amarrados a la troncal, que la unen a los booster(multiplicadores) dentro de los taladros, o a otrasvoladuras colaterales (como rotura secundaria depedrones) y por último.4. Los retardos o delays que se colocan entre lostaladros y la troncal para dar la secuencia de salidasen milisegundos.Usualmente en la troncales se usa cordón de 5 g/m, yen las derivaciones de bajada a los huecos el tipo 10g/m reforzado, más resistente al maltrato y ruptura.En canteras menos exigentes, obras viales y trabajossubterráneos se está generalizando el empleo de losde 3; 5 y 8 g/m.CAPÍTULO 8
    • 123Para asegurar el arranque y continuidad de todo eltendido de cordón se recomienda hacer lo siguiente:- Efectuar los empalmes o conexiones en ángulo recto.- Mantener una distancia no menor de 20 cm entrelíneas paralelas, para evitar cortes.- Mantener una distancia mínima de 1 m, entre unelemento de retardo y la línea paralela, o la bocadel taladro.- No hacer lazos ni torceduras al cordón, pues estosefectos cortan la transmisión de la onda explosiva.- Empalmar adecuadamente los retardos para evitarcortes.Para iniciar la troncal se coloca el detonador pegadoaxialmente al cordón, y su base orientada en direccióna la mayor longitud del cordón (transmisión directa),asegurándolo con cinta aislante.Con cordón detonante se pueden iniciar directamentedinamitas e hidrogeles, mientras que los agentes devoladura como Slurrex, Examon, ANFO y emulsiónrequerirán de la ayuda de un cebo o boosterespecialmente en diámetros grandes de taladro.Cuando los taladros se cargan con dinamita no esnecesario el empleo de fulminante ya que el cordónactúa directamente como detonador.El cordón detonante proporciona un sistema muy seguropara iniciación por su baja sensibilidad a detonaciónprematura o accidental sea por efecto de calor, fricción,electricidad estática, relámpagos y otros.Sin embargo, tratándose de alto explosivo, no se ledebe considerar totalmente inmune a un estímuloviolento suficientemente capaz de activarlo, comoimpacto con la broca de perforación, golpe por caídade una roca, rayos o maltrato intencional.b. Retardos para el uso con cordón detonanteLos retardos (delays) para voladura secuencial concordón detonante son de varios tipos y se interponenen la línea de modo que la onda que viene con unavelocidad constante (digamos de 7 000 m/s), se retrasaun tiempo determinado al pasar por el elemento deretardo perdiendo velocidad, para continuar por eltramo siguiente de cordón nuevamente con la velocidadde 7 000 m/s. Se empalman directamente en losextremos libres de cordón, fijándose con clavijas o apresión.Los más corrientes usados tienen retardo de 5; 9; 17;25; 35; 50 y 100 ms, que pueden ampliarseintercalando diferentes retardos en la misma líneasumando sus tiempos.Para casos especiales conviene tener presente que uncordón con 7 000 m/s de velocidad presenta un retardoen sí de 143 microsegundos por metro de longitud,que en la práctica no se toma en cuenta.CAPÍTULO 8
    • 124CAPÍTULO 8
    • 125CAPÍTULO 8
    • 126c. Efectos del cordón detonante sobre la cargaexplosiva de un taladroEl cordón detonante pasante a lo largo de la columnaexplosiva de un taladro cargado con un agente devoladura no sensible (ANFO-hidrogel-emulsión) nodebe alterarlo y sólo iniciar al cebo o booster, pero sino es el rango de energía adecuado puede afectarlode dos maneras:1. Si es mayor que lo necesario puede quemar alexplosivo haciéndolo deflagrar y eventualmentehasta provocar su detonación prematura antes deque arranque el cebo, lo que afecta directamenteal rendimiento del disparo por “reducción de carga”.Esto se previene asegurando que el gramaje del cordónen relación con el diámetro de la carga no provocarásu deflagración, considerando como guía lo siguiente:Diámetro de carga Carga máxima del cordón(mm) (g/m)50 a 125 (2” a 5”) 10125 a 203 (5” a 8”) 25203 a 381 (8” a 15”) |502. Por el contrario, si el cordón no tiene suficienteenergía para llegar a causar la reacción delexplosivo pero sí la suficiente para deteriorarlo,provocará un efecto de precompresión denominado“presión de muerte” que eleva la densidad delexplosivo hasta el punto de llegar a insensibilidad adetonación con el cebo.Para el ANFO, un cordón de medio gramaje sólocrea un régimen de detonación débil o iniciaciónparcial de la carga, cuando ha tenido suficienteenergía para comprimir los espacios vacíos y triturarlos gránulos de nitrato de amonio. En los hidrogelesy emulsiones provocará el aplastamiento de lasburbujas y micro esferas generadoras de los puntoscalientes (hot spots) que les proporcionan sensibilidada detonación, por lo que tampoco llegará a crearseunaondadedetonaciónestablecuandotrabajeelcebo.El cordón puede ubicarse al centro o pegado a lapared del taladro lo que también tendrá influenciaen la severidad del efecto de insensibilización. Enrazón de este fenómeno es que como recomen-dación general no deben utilizarse cordonesdetonantes en taladros de pequeño diámetro conexplosivos de baja sensibilidad. Como ejemplo, uncordón de 20 g/m en un taladro de 50 mm puedeoriginar hasta un 40% de pérdida de energía dedetonación (sólo sería aplicable como una formade voladura amortiguada).C. Iniciación con sistema eléctrico convencionaly secuenciala. FundamentoLa iniciación eléctrica se basa en la inflamación de lacarga explosiva sensible del detonador mediante elcalentamiento hasta incandescencia de una pequeñaresistencia eléctrica de puente, comúnmente denominadagota pirotécnica. Se ocasiona, por tanto, mediante laconversión de electricidad en calor.Tiene la ventaja de que cada detonador por separadoy el circuito completo pueden ser comprobados antesde realizar la voladura, además de que a diferenciade la iniciación con mecha y fulminante se tiene avoluntad y bajo control el momento preciso de ladetonación, que puede ser simultánea para un grannúmero de tiros mediante detonadores de accióninstantánea o, por lo contrario, deteniendo cada tirointervalos de tiempo muy exactos y cortos, mediantedetonadores de acción retardada, lo que esfundamental para voladuras de magnitud.El esquema de encendido eléctrico corresponde a laubicación escalonada de diferentes detonadores detiempo en una voladura, siendo de gran importancia,como en todo proceso de iniciado, que loscorrespondientes a los taladros de arranque salganprimero, y el resto en orden secuente para obtenersalidas sucesivas conforme al diseño de disparo.Para comprender los requerimientos del método debentenerse en cuenta algunas particularidades de susimplementos y principios de la corriente eléctrica. Paracalentar la resistencia se requiere de cierta potencia(tensión, voltaje) y de un determinado tiempo deaplicación de la corriente eléctrica iniciadora.La ley de Ohm, principio fundamental de laspropiedades del circuito eléctrico en síntesis, dice: “Enun circuito eléctrico, el flujo de corriente en ampereses igual al cociente del voltaje aplicado dividido por laresistencia, en Ohmios (Ω)“.I = V/Rdonde:I : corriente, en amperios (A).V : voltaje de la fuente de corriente, envoltios (V).R : resistencia del circuito, en Ohmios (Ω).Que también puede expresarse como:V = I x R ó R = V / IEsta ley permite determinar si la potencia de un explosores suficiente para activar todo un circuito determinado.La resistencia puede ser calculada o medida.La definición práctica de estas propiedades es lasiguiente:1. AmperajeEs el rango o cantidad de flujo de electricidad en uncable o conductor, medido en amperios (A), (lasemejanza de un flujo de aire que se mide en metroscúbicos por minuto).CAPÍTULO 8
    • 1272. VoltajeEs la cantidad de presión o tensión eléctrica en voltios(V) en un conductor, (corresponde a la presión en kg/m2en un sistema hidráulico o de aire comprimido).3. OhmiajeDefine la resistencia que presenta al conductor al pasode la corriente eléctrica. Esta resistencia depende deltipo de material del conductor y del área de su sección.Estas leyes permiten también calcular la energíaeléctrica transformada en calor, según la fórmula:Ec = I2x R x t, en mW.s,o también,H = I2. R . tdonde:H : calor, en Joule (j).I : corriente al detonador, en Amperios (A).R : resistenciadeldetonador,enOhmios(W).t : duración de la corriente, en segundos (s).mW.s : miliwatio segundoBajo condiciones normales de encendido este calor sedisipa fácilmente pero si se aplica exceso de corrientedurante un tiempo que resulte demasiado largo, el calorno puede disipar pudiendo originar un arco eléctricoque malogre la cápsula del detonador o altere el tiempodel retardo (demasiado lento o demasiado rápido) loque resulta en un tiro fallado. Así pues, para lainiciación eléctrica no es conveniente muy baja o muyalta corriente de encendido.Por lo general, fallas por arco eléctrico son másfrecuentes con detonadores de retardo conectado enparalelo y activado mediante una línea de fuerza, enla que presenten variaciones de voltaje o unasobrecarga en el momento mismo del disparo.b. Elementos básicos del circuito de iniciacióneléctricaTodo circuito de iniciación eléctrica comprende treselementos básicos:1. La fuente de energía.2. Los alambres conductores que conectan la fuentede energía con los detonadores.3. Los detonadores eléctricos.1. Fuente de energíaPueden ser baterías, red de energía eléctrica yexplosores. El número de taladros factibles de dispararen una voladura está limitado por la capacidad desuministro de energía de la fuente.Las baterías sólo se emplean para disparos pequeñoso eventuales presentando la posibilidad de fallas porbajo voltaje. La red de energía (AC o DC) local convoltajes de 110 a 440 V tiene aplicación restringida,generalmente en minas subterráneas como instalaciónpermanente, con dispositivo de protección contra tiroscasuales prematuros o fallas en los disparos las líneasdeben suministrar un mínimo de 1,5 A a cadadetonador del circuito. Como en la corriente alternade la red los valores de tensión varían con un ciclo detiempo de 20 ms, no se sabe en realidad con quéintensidad de energía se activa el disparo, razón porla que son más confiables los explosores.Explosores (blasting machines)Su capacidad o potencia debe ser mayor a la resistenciatotal del circuito encendido en por lo menos un amperiopara garantizar el disparo completo.Para determinar la energía total disponible (E) en elexplosor se puede aplicar la relación:Ec = (1/2) C x V2donde:C : capacidad en faradios del explosor.V : tensión en voltios que alcanza el condensadoren el momento del disparo.Puede ser de tipo:• Dínamo eléctricoExplosores convencionales que tienen un pequeñogenerador de corriente continua con autoexcitaciónactivado, manualmente mediante una manivela oresorte, utilizados para disparos pequeños en serie.La energía que suministran depende de su correctaoperación; es decir, que su eficiencia en gran partedepende de la habilidad y experiencia de operador.Los más pequeños a manivela tipo Twist tienencapacidad para 10 detonadores. Los de palancaen T (tipo push-down) hasta 50 en serie y 200 enserie-paralelo.• CondensadorExplosores convencionales para disparos de grannúmero de detonadores o para detonadores de altasensibilidad, en los que un generador de corrientealterna, accionado por la manivela cargaelectricidad a un condensador cerrándose el circuitocuando se alcanza la tensión adecuada, que esdoblada después de rectificada por un montajeelectrónico, produciéndose la descarga al circuitode disparo a su nivel máximo en un tiempo muybreve. Pero sólo al momento de presionar el botónde activación cuenta con sistemas de seguridad queno permiten el disparo si no hay carga suficiente osi se quita la llave de seguridad. Una resistenciaespecial absorbe la carga si ésta no es utilizada enun tiempo determinado. Puede trabajar en casicualquier condición ambiental y encender hasta unmillar de detonadores o más con un solo impulso.CAPÍTULO 8
    • 128Se fabrican dos clases de condensadores:- Para conexiones en serie, con capacidad de 50a 500 detonadores insensibles, con voltaje enbornes hasta 6 000 V, siendo los más utilizadosen subterráneo los de 100 detonadores, 1 500V.- Para conexiones en paralelo, con capacidadhasta 100 detonadores insensibles, con voltajeen bornes hasta 1 400 V especialmente paralabores donde existe agua como en piques ypozos profundos.El rango de rendimiento para la conexión enparalelo frente a la de serie puede llegar a 150A. Ambos tipos de explores pueden seradaptados para encender hasta 400detonadores en un disparo.• SecuencialUtilizado para voladura de gran número de taladrosdonde la serie normal de detonadores eléctricospueden crear una limitación técnica, o cuando seusan detonadores de distintos números de retardosdentro de cada taladro en cargas espaciadas. Conexplosor tipo secuencial que consta de una unidadexplosora y un equipo electrónico con temporizadorse puede energizar hasta 10 circuitos independientesa la vez y en cada uno de ellos puede programarseel encendido de detonadores con salidas conincrementos de 1 ms, entre 5 y 999 ms, con un totalentre 10 y 10 000 detonadores (de 1 a 1 000 porcircuito, con diferentes tiempos).También hayexplosores adecuados para detonadores como losMagnadet, o los de puente electrónico. Los exploresse deben comprobar periódicamente mediante unreóstato especial, adecuado para cada modelo deaparato.2. Alambres conductores que conectan la fuentede energía con los detonadoresNormalmente son:1. Los alambres del detonador (leg wires), de longitudentre 1,20 a 6,50 m (48” a 255”) según laespecificación, para trabajos especiales como los deprospección sismográfica estos alambres conductorespueden tener hasta mas de 30 m de longitud.Normalmente son de cobre o hierro estañadorecubierto por material plástico, delgado, entre 0,5y 0,6 mm (22 a 24 AWG). Modelables son resistentesentre 0,5 a 0,08 W/m (cobre) y entre 0,32 a 0,50W/m (hierro).2. Alambre de conexión (connecting wires) utilizadospara empalmar y extender los alambres del circuitode detonadores hasta la línea de disparos puedenser simples o mellizos, del N° 20 (cobre) o N° 18AWG (hierro/aluminio) bien aislado con vinil, conresistencias de 0,020 a 0,032 W/m y de 0,20 a0,12 W/m (o de 10,30 W/1 000 pies en amboscasos). En algunas canteras y obras civiles se usaúnicamente un cordón bipolar N° 18 con resistenciade 0,020 W/m - 6,4 W x 1 000 pies (shot firing wire).3. Alambre de línea de tiro (blast wire line),generalmente permanente, une al explosor con lalínea de conexión. Puede ser mínimo del N° 14(cobre) o N° 12 (aluminio) aislado, con resistenciaaproximada de 2,6 W x 1 000 pies (0,008 o W/m).La resistencia del cable disparo se calcula con larelación:R = L/K x qdonde:R : resistencia, en W.K : conductibilidad eléctrica en m/W.mm2.(hierro = 7,1 m/W.mm2;cobre = 56,0 m/W.mm2)L : largo del cable, en m para los cables de ida yvuelta.q : sección del conductor en mm2La conexión del detonador no debe tener una resistenciamás alta que 5 W/100 m del largo normal deconducción.A mayor número de empalmes de unión habrá mayorresistencia en el circuito y mayor posibilidad de fugasde corriente y fallas. No está de más recordar que porseguridad los extremos libres de los alambres de losdetonadores deben mantenerse siempre empalmados(en shunt o cortocircuitados) hasta el momento de suempleo en el disparo, para evitar el ingreso de corrienteestática que puede activarlos por accidente. Parafacilitar el tendido, los conductores de los diversos tiposde detonadores tienen colores de identificación distintospara cada serie, tipo y fabricante.3. Detonadores eléctricosConsisten de un casquillo o cápsula cilíndrica de 35 a65 mm de longitud y entre 5 a 8 mm de diámetro segúntipos y marca, con un extremo cerrado y el otro abiertopor el que salen dos alambres eléctricos aislados quepasan por un tapón antiestático impermeable. Fabricadosde aluminio (uso general y sísmica), cobre (para minasde carbón), hierro y papel parafinado (uso limitado).1. En su interior contienen los siguientes elementos:•. Un conjunto inflamador electro pirotécnicoultrarápido que comprende a un pequeño puentede resistencia eléctrica con filamento de Ni-Crdirectamente empalmado con los alambresconductores y contenido en un material resinoso oinflamable denominado mixto pirotécnico viscoso,comúnmente llamada“gota pirotécnica”.• Un elemento de retardo formado por una barritade dimensiones precisas, formada por un compuestoCAPÍTULO 8
    • 129químico especial, el que al inflamarse la gota sepresenta y quema en forma muy homogénea, conun tiempo de combustión exactamente determinadapara cada caso en particular. Este elemento no existeen los detonadores de tipo instantáneo.• Una carga primaria inflamable de 200 a 300 mgde azida de plomo o estibnato de plomo (PbN6)combinada con nitrocelulosa y polvo de aluminio,sensible al calor, llama abierta, impacto, fricción.Esta carga estalla al inflamarse la gota pirotécnicao al quemarse con el retardo.• Una carga secundaria o carga “base”, por lo generalde alto explosivo brisante, como pentrita (PETN),nitropenta o hexógeno (RDX), con una masa entre500 a 900 mg.2. FuncionamientoAl pulsar el explosor se hace llegar a la resistencia unimpulso eléctrico no menor de 2A, con lo que ésta sepone incandescente, inflamando a la gota que lacontiene.La gota enciende al retardo o inflama directamente ala carga primaria, según el caso, la que a su vez hacedetonar a la carga secundaria, con lo que estalla eldetonador.Al estallar el detonador provoca la detonación delexplosivo cebo en el que fue introducido y éstefinalmente inicia a la carga principal de voladura. Estasecuencia se repite en cada taladro de una voladura.3. Criterios de clasificación y selección de detonadoresSe toma en cuenta los siguientes aspectos: potencia,características eléctricas, tiempo de encendido y campode aplicación.• Por potencia:Se identifican por número de acuerdo a su cargaexplosiva total. Los más utilizados en voladuraconvencional son los N° 6 (con 0,6 a 0,8 g) y N° 8(con 0,8 a 1,2 g). Para trabajos especiales yprospección sísmica se prefiere cargas de 1,3 a 1,5g, correspondientes a los números 10 y 12,respectivamente. Este valor debe especificarlo elfabricante.• Por características eléctricas:Son los límites mínimos o máximos de los efectoseléctricos necesarios para producir estallido de undetonador determinado, o dar su margen deseguridad. Son específicos para cada tipo y marcapor lo que no deben combinarse detonadores dediferentes procedencia en una voladura puesresultarán incompatibles.Comprenden a:- Impulso de encendido en mW/W (o mJ/W).- Resistencia del puente incandescente, en W.- Resistencia del detonador (o seguridad contraencendido por corriente extraña), en Amperios (A).- Corriente de encendido, en Amperios (A) paradetonadores en serie.- Protección contra los riesgos de radio frecuenciaRF (detonador y circuito).- Distancia de seguridad mínima a líneas de altatensión para carga de más de 30, 130, 400 kV.Valores que se complementan con los de suscaracterísticas no eléctricas o de tiro:- Resistencia mínima a presiones hidrostáticas, enkg/cm2.- Fuerza: prueba de Esopo (perforación de planchade plomo, en mm).- Resistencia al impacto (caída de peso libre, en kg/m).- Potencia promedio, volumen Trauzl, en cm3enbloque de plomo.Impulso de EncendidoRelacionando la energía de encendido por cadaOhmio del circuito de tiro se obtiene el valor delimpulso de encendido (K).K = E/R = I2x tdonde, t es el tiempo.La unidad de impulso de encendido se da enmiliwatios.segundo/W (mW.s/W), o bien en A2.ms,y es un valor característico de la sensibilidad de undetonante eléctrico. Cuanto mayor sea el impulsonecesario para el encendido, mayor la insensibilidaddel detonador y mayor su seguridad contra elencendido involuntario provocado por corrientesvagabundas o electricidad estática.El tiempo necesario para encender la resistenciadel puente de un detonador eléctrico varía en razóninversa a la intensidad de la corriente aplicada.Cuanto mayor sea la intensidad más corto será eltiempo de encendido y de inflamación de su cargasensible.Si la intensidad es muy baja transcurrirá unaimportante fracción de segundos antes de producirseel encendido. Esto significa que en un disparo demuchos taladros iniciado con insuficiente intensidadde corriente, sólo algunos detonadores se encenderán,fallando el resto.Sólo una pequeña parte de energía se aplica paracalentar la resistencia incandescente del detonador,ya que la mayor parte se consume en vencer laresistencia de los alambres conductores de la líneade tiro, razón por la que la fuente de energía deberátener la suficiente potencia para garantizar el tirocompleto.Normalmente los detonadores se fabrican dentrode tres grados de sensibilidad con relaciones deimpulso de encendido de 1;10; 1 000 definidos como:Sensibles o convencionales, para condicionesnormales de trabajo; Insensibles (I), para trabajosdonde se espera encontrar electricidad estática yAltamente insensibles (AI), para trabajos en altamontaña, cerca a líneas de alta tensión, etc.CAPÍTULO 8
    • 130- Sensibles o convencionales con filamento Ni-Crde 0,035 mm, para uso en trabajos en superficieso en subterráneo en condiciones normales, comolimitada posibilidad de presencia de cargaseléctricas extrañas. Se les suele calificar con siglascomo A, UR y otras según el fabricante.- Insensibles (I) con filamento Ni-Cr de 0,06 mmpara uso en ambientes principalmente subterráneoscon presencia de cargas electrostáticas detectables(cerca a motores en movimiento, vehículos mineros,ductos de aire comprimido, trenes eléctricos,equipos de carguío neumático de ANFO, etc.).Requieren de un impulso iniciador diez veces mayorque para los sensibles. Se les identifica como tipoI-U-VA-ASA-FIDUZ, etc.- Altamente insensibles (AI) con filamento de 0,6mm, requieren de una energía equivalente a1.000 veces la necesaria para activar a undetonador convencional y se emplean en lugarescon riesgo conocido de tormentas eléctricas, cercaa líneas de alta tensión, estaciones transmisorasde radio y otro similares. Se identifican como tipoAI-HU-SEA-AAA-Polex, etc.Como ejemplo de diferencia, el impulso máximo decorriente para un detonador convencional, sin causardetonación, es de 3 mW.s/Ω, mientras que para unoinsensible de tipo VA es de 100 mW.s/Ω. Igualmentela carga de corriente más alta permitida sin causardetonación es de 0,3 A para los convencionales y1,3 A para los insensibles.La resistencia total del detonador varía entre 1 Ω a2,5 Ω para los convencionales según la longitud desus cables, contra 3,5 Ω de los insensibles,independientemente de la longitud del cable y delnúmero de retardo.Los convencionales se disparan con explosor dínamoeléctrico, pero los insensibles requieren de unexplosor de tipo condensador. Un detonadorinsensible no puede ser iniciado intencionalmentecon una batería de linterna hasta 4,5 V, pero unasimple pila de 1,5 V sí puede llegar a iniciar a unoconvencional.• Por tiempo de encendido:Son de dos tipos: instantáneos y temporizados.- InstantáneosEn ellos el estallido de la carga secundaria essimultáneo con el pase del impulso eléctrico porla resistencia. Realmente, el tiempo nominal deencendido en los convencionales de N° 0 es de± 1a 3 ms, y de menos de 1 ms en los sísmicos.Normalmente se usan para disparos individualesde plastas, tiros de precorte, voladuras paradesplome, inicio de rondas de arranque enfrontones, encendido de cordón detonante y otrosdonde no se requiera secuencia de salidaescalonada.- Temporizados o de retardoEn éstos el estallido de la carga secundaria esindependiente y posterior al paso del impulsoeléctrico por la resistencia de puente, en razón altiempo en segundos o fracciones de segundo quetarda en quemarse el elemento de retardo.Se aplican en voladuras que requieren secuenciasde salida programadas, en tunelería, banqueo,voladuras de producción, demoliciones y otras.Se fabrican de dos clases:*De retardo largo (long delay - LD)También denominados de medio segundo, conperíodo de demora de 500 ms entre dos númerosde retardo consecutivo. Se presentan en seriesusualmente de 10 a 25 números, partiendo del cero.Estas series proporcionan el incremento detiempos necesario para conseguir un encendidorotacional positivo que facilite el movimiento dela roca conforme avanza la voladura. Estosretardos largos son adecuados para iniciaciónen voladuras donde se requiere un cierto tiempode intervalo entre las cargas, como es el caso defrontones de desarrollo, chimeneas,profundización de piques y otros trabajossubterráneos.*De retardo corto (short delay - SD)Con períodos de demora menores de 100 msentre dos números de retardo consecutivos(usualmente entre 10 a 40 ms), por lo que se lesconoce también como retardos de milisegundoo microretardos.Han sido desarrollados preferentemente parainiciar voladuras en canteras, obras viales yminería de superficie a tajo abierto donde, conestrechos tiempos de intervalo entre carga,disminuyen la interferencia entre taladros yproducen mejor fragmentación in situ, con menorvibración consecuente. Se presentan en seriesusualmentecon15a35números,partiendodelcero.Ambos tipos suelen combinarse pero nointercalarse, como ocurre en la voladura detúneles donde se emplea microretardos para lostaladros de arranque y retardos largos para elresto del frontón.• Por empleo:De acuerdo a su campo de aplicación pueden ser:convencionales, para voladuras en general yeséciales para usos específicos, como:- Detonadores para voladuras bajo aguaCuyas principales características son su elevadaresistencia a presión hidrostática y altaimpermeabilidad. Aunque aún no se hanCAPÍTULO 8
    • 131normado especificaciones internacionales, seconsidera, por ejemplo, que su disparo deber serpositivo después de haber estado sometidos a300 psi de presión, o entre 30 m (100’) y 150 m(500’) bajo agua durante 24 a 72 horas. Son detipo insensible y altamente insensible a corrientesextrañas y fugas de corriente (ejemplo: losdetonadores ms-WR N° 8 y N° 10 con 2 kPa/cm2x 14 días (resistencia indicada).- Detonadores para alta presión y temperaturaSon detonadores sin carga explosiva primaria,más seguros que los convencionales porque sólotienen carga secundaria, menos sensibles y queno detonan sólo por calor. La carga primaria sesustituye con un puente de resistencia “explosiva”que activa directamente a la carga secundaria,al descargarle muy rápidamente una cantidadgrande de alta energía (impulso de 1 000 A/microsegundo) que vaporiza al alambre alsobrepasar su resistencia haciéndolo estallar(exploding bridge wire).EBW Reynolds Inc. y el EFI (exploding foil initiator)de placa y disco más sofisticado.Tiene expectante campo de aplicación paravoladura en minas con zonas calientes, trabajosCAPÍTULO 8
    • 132Su activación depende de la frecuencia de lacorriente de encendido en hertz (oscilación de laelectricidad en el conductor); los otros dependende la tensión (voltios) o de la resistencia (amperios).Se conectan al explosor a través del transformadorcuyo campo secundario lo forma un anillotoroidal de ferrita (20 mm de diámetro con huecocentral) embobinado con los alambresconductores del detonador en circuito cerradopermanente. El primario lo constituye el alambrede la línea de disparo que pasando librementepor el agujero central del toroide se une alexplosor en circuito cerrado, pero sólo almomento del disparo.El toroide está encapsulado en un casco plástico,que identifica el período de retardo del detonadorcon un número estampado y color (de mediosegundo y miliretardo en series de 25 y 30 ms).Sólo se inician con corriente alterna de altafrecuencia 15 000 Hz o más, por lo que requierenexplosores especiales de 15 ó 30 kHz de AC concapacidad para 100 detonadores o más:* Son fáciles de ensamblar para la voladura, yaque una vez instalados los detonadores en lostaladros sólo es necesario pasar el alambre dedisparo por el hueco de los toroides que quedanfuera y empalmarlo a los bordes del explosor.De este modo quedan conectados “en serie”.* No dan posibilidad a pérdidas por derivacioneso fugas aún en ambientes muy húmedos, comoen profundización de piques, porque cadadetonador actúa independientemente como sifuera un circuito paralelo y porque el voltajeal momento del encendido es muy bajo (1 a 2 V).* Son prácticamente inmunes a iniciaciónprematura por corrientes erráticas AC y DC dehasta 50 a 60 Hz.* Pasan las normas de seguridad a corrientesestáticas de 2 500 pico faradios para losrequerimientos de seguridad en el carguíoneumático de ANFO.* Tienen un alto nivel de protección contra lasemisiones de radiofrecuencia.de descostre, demolición en fundiciones, disparosen pozos geotermales profundos, perdigonadode pozos petrolíferos para recuperaciónsecundaria y otros casos especiales.- Detonadores permisibles (antideflagrantes oantrigrisú)Para uso en minas con atmósfera inflamable,como las de carbón que muestran presencia degas grisú.Normalmente son de tipo ST insensible eimpermeable, con cápsula de cobre o latón(porque las esquirlas de aluminio calientespueden inflamar al grisú).- Detonadores sísmicos (sismográficos)Especialmente fabricados para prospecciónsismográfica con explosivos. Su principalcaracterística es que deben ser muy constantes oregulares en su tiempo de encendido,particularmente corto, 0,001 ms contra 1 ms delos instantáneos convencionales, lo que esimportante para evitar interferencias y lograrbuena resolución en los sismogramas.Son de tipo altamente insensible y elevadaresistencia a presión hidrostática (mínimo 8 bara 100 m por espacio de una hora sin falla dedetonación), con cápsula sólo de aluminio.Los detonadores sísmicos no son eléctricamentecompatibles con los instantáneos convencionales,por lo que no deben combinarse en los trabajosde prospección.- Detonadores especialesSon los detonadores para voladura en lugarescon riesgo eléctrico, voladura de precisión ycontrol de vibraciones:- Detonadores Magnadet-ICITienen la particularidad de energizarse porintroducción mediante un pequeño transformadorindividual denominado “toroide”, a diferencia delos demás detonadores que lo hacen por impulsodirecto del explosor.CAPÍTULO 8
    • 133- Detonadores electrónicosEn ellos el conjunto temporizador convencional(resistencia-retardo) se sustituye por elementoselectrónicos y micro chips muy rápidos y precisosque proporcionan mucho mayor control sobre losintervalos de tiempo entre tiro y tiro.El momento de inflamación del puente se regulaestrechamente mediante un pequeño circuitotemporizador electrónico instalado dentro delpropio detonador, el mismo que al recibir unimpulso eléctrico codificado del explosor, loprocesa y deriva hasta un condensador, quedespués lo descarga hacia el puente.Son muy precisos y altamente resistentes a lainfluencia de perturbaciones eléctricas extrañas.Maniobrados con explosores programablesconforman los sistemas de iniciación eléctrica másversátiles y de mayor campo de aplicación,especialmente para voladuras complicadas,demoliciones en áreas restringidas y grandesexplotaciones mineras.VOLADURA ELÉCTRICA CONVENCIONALPara voladura, los detonadores eléctricos se conectan entresí formando un circuito que se une a la fuente de energía(explosor) mediante los cables de la línea de tiro.Circuito de encendidoPueden efectuarse en serie, en paralelo y en serie-paralelo.a. Circuito en serieEs el más común para el disparo de pequeño númerode taladros. En este sistema toda la corriente deencendido fluye directamente a todos los detonadoresen un solo sentido. Se acepta generalmente que elamperaje mínimo para activar un circuito en serie esde 1,5 A con corriente directa (DC) o de 3,0 A concorriente alterna (AC). Para muchos casos el límiteconservador es de un máximo de 50 detonadores conalambres de 24’ (7,30 m) por disparo. Es el más simpley sencillo de ensamblar.Cálculo de resistencia para circuito en serieLa resistencia total del circuito “Rts” es:Rts = R1+ n (Rp + 2 x m x r1) = R1+ n + Rddonde:R1: resistencia de la línea de tiro (W).n : número de detonadores.Rp : resistencia del puente del detonador (W).m : metraje de los cables del detonador (m).r1: resistencia por metro lineal de cable (paracobre de 0,6 mm de diámetro, el valor es0,065 W/m).Rd : resistencia total del detonador (W).Si el número del detonador es alto, la tensión delexplosor necesario es elevada, resultando pequeño elamperaje, pues viene dado por: I = V/R.O también:Rts = Rd1+ Rd2+ Rd3+ ... + Rdn+ R1 + RLdonde:Rts : resistencia total del circuito a ser volado, enserie.Rdx: resistencia del detonador x.n : número de detonadores.R1 : resistencia del cable de disparo.RL : resistencia del cable de conexión .La expresión simplificada resulta:Rt = Rd + Rc + Rfdonde:Rt : resistencia total, en W.Rd : resistencia de los detonadores, en W.Rc : resistencia de los alambres de conexión, en W.Rf : resistencia de la línea de disparo, en W.b. Circuito en paraleloComún en voladuras subterráneas. En este circuito cadadetonador proporciona caminos alternos para el pasode la corriente. Se usan dos líneas de alimentaciónseparadas (del positivo y negativo) a cada una de lascuales se empata los alambres de cada detonadorformando puentes. Recomendado para voladura enzonas con agua, para evitar fallas por fugas de corriente.Los cálculos son similares pero difieren en que se necesitaun mínimo de 1,0 A (con AC o DC) para cada detonador.Cálculo de resistencia para circuito en paraleloRtp = R1 x RdnCAPÍTULO 8
    • 134O también:1 = 1 + 1 + 1 + ... + 1Rtp Rd1Rd2Rd3Rdndonde:Rtp : resistencia total de los detonadores conectadosen paralelo.Rdx: resistencia del detonador x.n : número de detonadores.De uso especialmente en subterráneo, recomendablecuando el riesgo de derivaciones es alto.c. Circuito en serie-paraleloGeneralmente empleado cuando el disparo excede deunos 40 detonadores con alambres de 20’ (6 m),demasiados para un simple circuito en serie. Aplicadoen voladuras grandes y en voladuras múltiples,especialmente de producción en minería.Las recomendaciones sobre flujo de corriente sonsimilares a las utilizadas para circuitos en serie, y loscálculos comprenden los siguientes pasos:1. Encontrar la resistencia de los detonadores de unaserie, multiplicando su número por la resistenciapor detonador.2. Calcular la resistencia del alambre de conexiones yde la línea de disparo como se hace para un circuitoen serie simple.3. Totalizar las resistencias de los detonadores, líneade conexiones y línea de disparo.4. Aplicar la ley de Ohm para determinar la corrientetotal proporcionada.5. Dividir el total de corriente proporcionada entre elnúmero de series, para obtener la corriente por serie.Cálculo de resistencia para circuito en serie-paralelo en conexiones equilibradasRt = R1 + Rd x nsnpdonde:ns : número de detonadores en serie.Np : número de detonadores en paralelo.O también:Rt = Rd x nsncpdonde:ns : número de detonadores en serie.Rd : resistencia de un detonador.ncp : número de circuitos en paralelo.Este tipo de circuito se emplea cuando el número dedetonadoresesmuyaltoyesnecesarioreducirlaresistenciatotal para adaptarse a la capacidad del explosor.Cálculo del número óptimo de seriesLa fórmula siguiente es para calcular el número óptimoen una serie en paralelo a partir de un conjunto dedetonadores:NSP = Resistencia total del conjunto de detonadoresResistencia de la línea e hilos de conexiónCAPÍTULO 8
    • 135VOLADURA ELÉCTRICA SECUENCIALDe acuerdo a lo que se quiera obtener como resultadode una voladura, la diferencia entre una instantánea yotra con retardos es notoriamente determinante, perotambién es notable cuando se emplea retardos largoso cortos. El empleo de microretardos permite que lostiros actúen en forma secuente muy rápida,colaborando entre sí, lo que contribuye a reducir lavibración y los efectos de proyección a distancia. Conla misma cantidad de explosivo se consigue mayortrituración de la roca y se disminuyen los casos de fallasde cebo (tiros cortados) ya que todas las cargas soniniciadas instantes antes de que comience el movimientode la roca.El disparo eléctrico en serie con microretardo puedeefectuarse:A. Utilizando detonadores de miliretardo fijoincorporado y un explosor convencional.B. Utilizando detonadores instantáneos, unconmutador microretardador y un explosor especialcon corriente de larga duración.En el primer caso, los detonadores se conectandirectamente al explosor. Al paso del impulso eléctricotodos se activan simultáneamente, pero detonanposteriormente en diferentes tiempos de acuerdo a sucorrespondiente número de retardo.En el segundo, el micro retardador se ubica entre elexplosor y el grupo de detonadores instantáneos. Alpaso del impulso eléctrico por el retardador se consigueuna conmutación de la corriente de encendido aintervalos de tiempo determinados, lo que produce unretardo entre los disparos.La diferencia entre ambos no es sólo por el modo deconseguir el retardo entre los tiros, sino también por laamplitud de escalonamiento. Con los miliretardos nose puede bajar de un tiempo determinado puesto quees fijo, mientras que con un microretardador se puedetrabajar con tiempos muy breves, ya que con estesistema se pueden variar a voluntad los intervalos deretardo.Disparo con microretardos convencionales- Conexión simple: se utiliza explosoresconvencionales.CAPÍTULO 8
    • 136- Período de retardo fijo, establecido en cadadetonador.- Disponibles entre 10 a 40 series de intervalos deretardamiento.- Para empleo en todo tipo de voladura; desdepequeñas donde la primera carga y la última sonmuy cercanas, hasta en montajes de tirocomplicados en disparos grandes. Ningún consumoadicional de alambre de conexión.Disparo con microretardador- Posibilidad de variación de los tiempos de retardoa criterio.- Proporciona encendido con retardo utilizandodetonadores instantáneos, más económicos.- Mayor precisión en los tiempos de intervalo, hasta40 posibilidades de escalonamiento.- Requiere de mayor longitud de alambre de disparopara las conexiones adicionales necesarias.- No se pueden utilizar, en todo caso, como losconvencionales. Necesitan adecuado entrenamientodel personal que lo va a emplear.Los sistemas de iniciación eléctrica secuencial comodesarrollo más avanzado de este método combinanambos medios: detonadores de miliretardoconvencional o detonadores de retardo electrónico queson activados mediante un explosor computarizadoprogramable y un tablero terminal distribuidor decircuitos, que se complementan con instrumentos decontrol incorporados, permiten variaciones en ladistribución de tiempos en superficie, por líneashorizontales, líneas perpendiculares o en los taladros,lo que permite efectuar una o más voladuras complejassimultáneamente en varios circuitos independientes,escalonados dentro de cualquier esquema, encombinación con retardos para producir una óptimafragmentación con la mínima vibración.Tiene la ventaja que permite interconectar sistemas deiniciación eléctrica y no eléctrica desarrollados pordiferentes fabricantes, lo que facilita diseñar la voladuraen función a lograr la máxima eficiencia del explosivo.Esto permite, por ejemplo, disparar un gran volumende explosivo sin sobrepasar el límite de velocidad picode partícula por segundo que regula la vibración delterreno, proyección de material y concusión del aire,condiciones limitativas para voladura en áreas críticas.CAPÍTULO 8
    • 137CAPÍTULO 8
    • 138Inconvenientes del sistema eléctricoa. Riesgo eléctricoEl mayor inconveniente es que los detonadores enmayor o menor grado están sujetos a disparo accidentalo prematuro si entran en contacto con corrienteseléctricas ajenas a la del impulso de encendido, o aque parte del disparo quede sin salir por pérdida deenergía de encendido debido a fugas de corriente.Las corrientes eléctricas ajenas calificadas son:1. Corrientes galvánicas (erráticas o vagabundas- stray currents)Son flujos de energía parásita que se forman alrededorde conductores eléctricos aislados. Corren por fueradel conductor asignado prefiriendo otros que presentenmenor resistencia, como las líneas de riel, tuberíametálica, agua, vetas de mineral, etc. y también laslíneas de disparo.2. Corrientes directasSon las corrientes vivas que pueden ponersecasualmente en contacto con el alambrado del circuitode disparo, por falla de aislamiento, empalmeequivocado, error o desconocimiento del riesgo. Susfuentes son la red de alumbrado, líneas de alta tensión,motores, locomotoras eléctricas a trolley o batería yvehículos.3. Cargas electrostáticasSon cargas estáticas que se generan por acción continuade contacto y separación de dos medios o materialesdisímiles como ocurre por ejemplo por fricción de laropa con el cuerpo de las personas, por el flujo dehumo de escape de los vehículos, polvo o nieve movidospor fuerte viento y en minas por el frotamiento de airecomprimido en los ductos plásticos de ventilación yespecialmente por el rozamiento de los gránulos deANFO con la manguera en el carguío neumático detaladros.Las estaciones transmisoras de radio, radar y otrasfuentes de radiofrecuencia (RF), así como las líneas dealta tensión, pueden crear a su alrededor cargaselectromagnéticas potencialmente riesgosas.4. Cargas atmosféricas pasivasSon las que se forman por acumulación y saturaciónde electricidad en el medio ambiente, especialmentedespués de la ocurrencia de tempestades eléctricas enregiones muy secas. Un rayo es suficientemente capazde activar a un detonador no aislado aún a notabledistancia.Las cargas electrostáticas se acumulan en las personasy objetos en la misma forma en que se almacena unacarga eléctrica viva en un condensador, paradescargarse después súbitamente al sobrepasar unlímite crítico o al entrar en contacto con una línea abiertaa tierra.Estas corrientes y cargas electrostáticas representanriesgo no sólo para los detonadores eléctricos, sinotambién para los convencionales y no eléctricos, talcomo se menciona en algunos reportes de seguridadsobre casos ocurridos en el ámbito internacional. Debetomarse medidas de precaución para puesta a tierraen el carguío neumático del ANFO, en especial empleode mangueras antiestáticas calificadas.Potencialmente riesgosa es también la carga eléctricaremanente en el explosor después de haber sidoactivado el disparo, o más aún cuando ésta se generóy por algún motivo no ha sido descargada.b. Fugas de corrienteEstas ocurren en tres sectores:1. Fuente de impulsoPor un explosor inoperante, débil, deteriorado oinadecuado. Por mal manejo del explosor o pordisparar simultáneamente más detonadores que los quele permite su capacidad.2. AlambradoPor malas conexiones, que pueden provocar fugas,corto circuito o excesiva resistencia. Por olvido deconectar una o más cargas al circuito. Por deterioro dela cobertura aislante de los conductores en taladrosirregulares, con paredes ásperas o conteniendo detritosfilosos que deterioren el aislamiento:- Empalmes sueltos, flojos o mal aislados.- Maltrato de los conductores por fuerte atacado.- Alambres del circuito en contacto con terrenohúmedo, fango y presencia de agua en los taladros.3. DetonadoresPor defectos de fabricación, por deterioro durante eltransporte, almacenajes, manipuleo y preparación delcebo. Por utilizar detonadores de diferentescaracterísticas eléctricas en un mismo disparo.4. FallasLa fuga o falta de corriente iniciadora da lugar a tiroscortados aislados, a falla parcial o total de la voladuray eventualmente a tiros retardados. Las corrientesextrañas a tiros prematuros, todos los cuales son dealto riesgo para los operadores y personas cercanas aldisparo, razón por la que es necesaria la comprobaciónprevia del circuito de disparo, siendo esta posibilidady la precisión las principales ventajas del sistema.CAPÍTULO 8
    • 139Comprobación del circuito de disparoAntes de un disparo, todos los detonadores, alambresy empalmes deben comprobarse por continuidad yresistencia, mediante instrumentos específicamentediseñados para voladura: ohmiómetro, galvanómetro,multitester, comprobador del impulso del explosor,comprobador de línea a tierra.No se debe improvisar un circuito de prueba coninstrumentos y baterías de tiro convencional. Esto puederesultar peligroso ya que pueden dar lecturas erradaso provocar un encendido accidental. Así por ejemplola batería especial para un galvanómetro de voladurale proporciona sólo una décima parte de la carganecesaria para activar a un detonador, mientras queuna batería común, por su mayor carga, puedeprovocar su disparo accidental, a través del propioinstrumento.a. ContinuidadEl aislamiento entre el circuito de disparo y tierra secomprueba conectando uno de los bornes de ungalvanómetro (con capacidad mínima de 20 000 W)a uno de los alambres del circuito y el otro a uno delos alambres del circuito y el otro a una estaca de metalclavada en el piso humedecido (no a las líneas a tierrade las instalaciones o equipos que hayan cerca).Para eliminar el efecto de polarización, las conexionesse reversarán para una segunda lectura. El promediono debe ser menor de 10 000 W (10 kW). Cuando elvalor medido es menor hay pérdida de corriente enuno o varios puntos, por contacto a tierra o falta deaislamiento usualmente suficiente como para causaruna falla de disparo. En este caso se busca el punto depérdida dividiendo el tendido del circuito en tramos,para comprobar hasta encontrarlo y corregirlo.Para garantizar la lectura, el instrumento debe ajustarsepreviamente como se indica:1. Con bornes cerrados puestos en corto circuito laaguja debe marcar cero.2. Con bornes abiertos, la aguja indicadora debeencontrarse en infinito. Si estos valores no puedengraduarse precisamente, se deberá cambiar labatería.Una de las formas prácticas para minimizar la pérdidade corriente en el tendido es limitar el número dedetonadores por serie y duplicar la carga mínima decorriente de iniciación recomendada.b. ResistenciaCon el ohmiómetro se verifica si los valores calculadosde resistencia coinciden o no con los valores realesque muestra la escala; aceptándose como normal unmargen de ± 10%.La resistencia de un circuito de disparo se calcula conla relación:Rt = n x R2 x Rver + R3donde:Rt : resistencia total, en W.N : número de detonadores.R2 : resistencia de un detonador.Rver : resistencia del cable de extensión, en W.R3 : resistencia del cable de disparo dedetonadores, en W.Por ejemplo: un frente con 50 detonadores de 3,9 W,con 20 m de alambre de conexión de cobre (6,5 W x100 m) y 180 m de cable de disparo de acero (5 W x100 m) tendrá una resistencia total de:- Alambre de conexión: 6,5/100 = 0,065 W/m(según normas estándar).- Cable de disparo: 5/100 = 0,05 W/m (segúnnormas estándar internacionales).Luego:Rt = 50 x 3,9 + 0,065 x 20 m + 0,05 x 180 mo sea:Rt = 195 + 1,3 + 9 = 205,3 W ± 10%- Si el ohmiómetro no señala nada, el circuito estáinterrumpido.- Si el ohmiómetro señala una resistencia más altaque la calculada significa que no se han efectuadolos empalmes con cuidado, presentándoseresistencias de transición en los terminales de losdetonadores y de los alambres de extensión porflojedad, óxido o suciedad.- Si el valor de lectura está por debajo hay falla, seaporque algunos detonadores no se han conectado,porque hay corto circuito entre los conductores opor existir derivaciones (shunts) en el aislamiento,especialmente en el caso de encontrar agua.Toda falla debe ser corregida antes de proceder aldisparo de la tanda de voladura.El valor total de la resistencia del circuito debe sersiempre menor que el límite de capacidad indicado enla placa del explosor.Normalmente la resistencia no debe sobrepasar de 12W x 100 m para las conexiones en serie ni de 2 W x100 m para las conexiones en paralelo.CAPÍTULO 8
    • 140CAPÍTULO 8
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    • 142SISTEMA NO ELÉCTRICOLos detonadores no eléctricos de retardo o detonadoresde choque (shock), han sido desarrollados para operara semejanza del sistema eléctrico pero sin sus riesgos,ya que en ellos la energía eléctrica y los alambresconductores han sido sustituidos por tubos plásticos muydelgados, similares a cordones detonantes de bajogramaje, que transmiten una onda explosiva desde elpunto de iniciación hasta un detonador. El másdifundido es el sistema Nonel (non electric), y otrossimilares.Presentan las siguientes ventajas:- Son seguros contra disparos prematuros pordescargas eléctricas o radiofrecuencia.- Son menos sensibles al deterioro por manipuleo,concusión o ambiente caluroso que los eléctricos(sin dejar de lado el riesgo de detonaciónaccidental).- Por su baja energía las mangueras conductoras nopueden detonar directamente a los explosivoscomerciales, incluidas las dinamitas. Excepto el tipoque lleva un cordón detonante de muy bajo gramaje(Anoline de 1,5 g/m).- Pueden ser empleados en superficie y subterráneo,también con secuencias de retardo de milisegundo.Sus desventajas:- No pueden ser comprobados previamente poraparatos de medidas como el sistema eléctrico porlo que deben ser utilizados con cuidado para evitarcortes de transmisión.- Su costo por el momento es mayor que el sistemaconvencional.Como ejemplo, describimos el sistema Nonel que sebasa en una manguera plástica transparente y flexible,de 3 mm (0,12”) de diámetro interior, que contiene unnúcleo de material reactivo de sólo 20 mg/m, quecuando es activado por un detonador común o porcordón detonante, transmite un impulso de baja energía(a unos 1 900 m/s) hasta un detonador no eléctrico,activándolo por onda de choque (shock).La onda de choque dentro de la manguera no es losuficiente potente como para iniciar a los explosivosen contacto con ella, por muy sensibles que sean, loque permite usarlos en cebos al fondo del taladro.La construcción del detonador es similar al eléctricopero sin la resistencia (gota pirotécnica), ya que la cargasensible actúa por impacto.Este sistema comprende los siguientes elementos:A. Tubos iniciadores, que se utilizan para conectar eltiro y consisten en una manguera Nonel de longitudadecuada (de 1,8 a 100 m) que tiene un extremosellado y en el otro un conectador plástico quecontiene un detonador instantáneo (cebador).También hay conjuntos que tiene conectadores enambos extremos.B. Detonadores “Nonel ms”, formados por unamanguera de longitud específica (2,40 a 15,0 m)con un extremo sellado y un detonador no eléctricode milisegundo en el otro. Estos detonadores losfabrican con retardos entre 75 ms y 2 000 ms, conintervalos de 25,100 y 150 ms según su tipo, y tienenun tapón antiestático para prevenir el ingreso deelectricidad ambiental y agua.Las mangueras de los detonadores se insertan en losconectores para formar un conjunto fijo.Estos conectores tiene capacidad para recibir hastacuatro mangueras, normalmente 3 detonadores y unade otro iniciador-cebador, de modo que se puede armardiferentes conjuntos, de acuerdo al trazo proyectadopara la voladura.A falta de conectadores las mangueras pueden seratadas por manojos y activadas con cordón detonante,con esquemas sencillos de efectuar por personal pocoexperimentado.Como los detonadores son de tiempo, se debe tenercuidado con los números de retardo al armar losconjuntos para evitar errores en la secuencia de salida.Los detonadores se insertan en los cartuchos dedinamita para formar cebos en la misma forma quecon los detonadores normales.CAPÍTULO 8
    • 143Conjunto Nonel HD PrimadetDiseñados especialmente para facilitar las secuenciasde salida por filas e hileras en voladuras de canteras ytajos abiertos, con mayor capacidad y tiempo más cortoque los obtenidos con el cordón detonante y sus retardosconvencionales. Comprenden a un tubo Nonel (trunkline) silencioso, sellado por un extremo y conconectador-cebador con detonador de milisegundo enel otro extremo.Cuando se conectan los detonadores “ms” de lostaladros al tendido de línea Nonel HD en la superficie,se puede obtener una secuencia de retardos casi infinitapudiendo, por ejemplo, obtenerse voladuras con salidasverticales taladro por taladro combinadas por salidaspor cortes horizontales (deck charges con retardossecuentes).Sistema Nonel UnidetComprende a detonadores Nonel de 500 ms que secolocan al fondo de los taladros y retardos demanguera Unidet de tiempo fijo (17; 25; 42; 100; 200ms) en superficie. Ejemplo: utilizando Unidets de 17ms el primer taladro saldrá con 500 ms, el segundocon 517 ms, el tercero con 17ms más (534 ms), elcuarto con 551 ms y así sucesivamente.Para el cálculo de las voladuras hay que tener en cuentael retardo de 0,5 ms por cada metro de longitud de lamanguera, por la transmisión de la onda de choque.CAPÍTULO 8
    • 144Otros sistemasExisten varios sistemas similares basados endetonadores activando con mangueras flexibles connúcleo de explosivo especial que transmite una ondade choque, como Detaprime, Fanel y Tecnel. Otrosistema es el Hercudet, cuya manguera contiene ungas combustible y oxígeno que al accionar un explosorespecial se inflama originando una onda de detonaciónde 2 400 m/s que actúa al detonador que puede serinstantáneo o de retardo (series entre 50 y 850 ms).Este sistema tiene la ventaja que puede ser comprobadopreviamente mediante el mismo explosor con gas inerte.También hay sistemas que comprenden a detonadoresde retardo activados por un cordón detonante con núcleode pentrita o similar de muy bajo gramaje como elAnoline de 1,5 g/m pero que tiene el inconveniente deque el cordón puede activar al explosivo sensible de lacolumna del taladro o al mismo cebo poco antes deque funcione el detonador, anulando el efecto de retardopor lo que deben ser cuidadosamente instalados.Sistemas reforzadosMuchas minas y canteras presentan severas condicionesde trabajo para estos iniciadores, especialmente entaladros profundos de gran diámetro donde losimpactos, abrasión y excesiva tensión deterioran lasmangueras produciendo fallas por desgarre,elongación y ruptura, con el resultado de tiros cortados.Al respecto, la ICI-Atlas desarrolló el sistema iniciadorExel cuya manguera es altamente resistente al maltrato,señalándose entre sus cualidades las siguientes:Resistencia por ruptura por tensión de 400% vecesmayor que la de las mangueras “convencionales”,requiriendo de una fuerza de tracción de 100 lb (46kg) contra 22 lb (10 kg) de las demás para que seinicie la elongación y ruptura; mayor adhesión internapara el compuesto transmisor explosivo octógeno (HMX)- aluminio en polvo básicamente mínima afectaciónpor la radiación ultravioleta de la luz solar (enemigade los plásticos en general) por el petróleo del ANFO ypor la temperaturas extremas, ya que puede trabajarentre -20 °C y + 65 °C, siendo además fácil demanipular al introducirla en los taladros por su pocatendencia a formar nudos o rizos. Otros sistemas hanadoptado condiciones similares.Los detonadores “Exel ms” del sistema comprenden 30períodos de retardo con intervalos de 25 ms entre losnúmeros del 1 al 20 y de 50 ms para los diez restantes,y los “Exel LP” una serie desde el instantáneo hasta elde 9 000 ms.La manguera Exel es compatible con los detonadoresBlastmaster, equivalente a los Nonel, con los demásdetonadores de onda de choque y con todos losexplosivos comerciales.La combinación de los retardos “Exel ms” dentro deltaladro con el retardo de superficie Blastmaster RTD(redundant trunk line delay) permite una gama grandede secuencias de salidas, además de que suscaracterísticas de resistencia minimizan las posibilidadesde tiros cortados.Estos retardos RTD están formados por un tramo demangueras de un detonador “ms” en cada extremo,alojados en un conectador plástico de color que facilitasu identificación del retardo y cuya principalcaracterística es de que pueden ser iniciados por ambossentidos, que sólo trabajan en un sentido. De ahídenominación de redundantes.Se presentan en largos entre 3,6 m y 15 m (12’ y 50’)siendo su tiempo de retardo de 5, 8, 9, 17, 25, 42,65, 100 y 200 ms, siendo compatibles con lasmangueras de los detonadores no eléctricos.La CXA-Ltda. también presentan un juego dedetonadores Nonel XT de manguera reforzada paraabrasión, con una serie de 25 números de retardo entre30 ms y 2 275 ms, y un retardo de superficie MSConector también con manguera y dos detonadoresque permiten dilación de 17; 25; 35; 50; 75; 100; 230y 240 ms pero que trabaja en una sola dirección. Casitodos estos detonadores tienen carga PETN (N° 12),mientras que la de los conectadores son de PETN (N° 6).CAPÍTULO 8
    • 145CAPÍTULO 8
    • 146CAPÍTULO 8
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    • 148CAPÍTULO 8
    • 149Comentarios prácticos sobre los sistemasiniciadoresTodos estos sistemas de iniciación pueden no dar elresultado esperado si no se instalan con la debidaresponsabilidad y cuidado. Es frecuente encontrar tirosfallados porque no se empató debidamente un cableconductor, o porque se colocó un detonador de númeroequivocado en un taladro, teniéndose en cuenta, porejemplo, que en un solo detonador equivocado en elarranque puede malograr la voladura. Aquí gravita laimportancia de la preparación del personal encargadodel ensamble, colocación y comprobación de lossistemas de encendido.Factores básicos de la iniciaciónSon fundamentalmente dos:a. La secuencia de tiempo de encendido de las cargasexplosivas, que se obtiene con los accesorios deretardo.b. La fuerza iniciadora proporcionada por el cebo oprima.a. Secuencia o cadenciaRetardosA raíz del alto grado de irregularidad o dispersión deencendido que representaba la mecha de seguridad,Julius Smith (1870) patentó el fulminante eléctricoinstantáneo, que eliminó en gran parte el alto grado deimprecisión de la pólvora negra.Sin embargo, como la iniciación eléctrica simultáneade varios taladros también presentaba problemas decorte de conductores y debilitamiento de roca en el áreacircundante a la voladura, fue necesario desarrollar loselementos de retardo integrados al fulminante, con losque se logró fabricar los detonadores eléctricos contiempo de encendido de retardos en medio segundo, yluego aún los más precisos retardados en milésimosde segundo (1 895), de los que derivan toda la actualgama de accesorios de iniciación. La opciónretardadora de los detonadores temporizados hapermitido diseñar diagramas de disparo con secuenciade salida para los tiros, con lo que se logra aprovecharadecuadamente las caras libres que se forman con cadasalida.Los detonadores de retardo en general han logradomejorar y uniformizar la fragmentación, facilitar lasalida de arranque reducir la vibración, limitar laproyección de fragmentos y el grado de afectación dela roca circundante, además de apilar adecuadamentelos detritos de la voladura.Los elementos de retardo en su mayoría son compuestospirotécnicos formados por mezclas patentadas demateriales especiales, cuya características principaleses que arden en forma muy constante sin desprendergases lo que asegura una variación mínima en sutiempo de quemado y por lo tanto en el período deretardo. Entre estos compuestos tenemos por ejemploal dióxido de plomo con silicio, al magnesio con sílice,telurio o fósforo, y al redox en relación con los fluorurosy otros halógenos.Estas mezclas se moldean por trefilación, se cortan eintroducen en los casquillos de los detonadores yretardadores, entre la gota pirotécnica y la cargasensible. Los tiempos de retardo estarán dados por lacomposición de la mezcla pirotécnica y por su longitud,de modo que normalmente se tiene que a mayor tiempode retardo le corresponde una mayor longitud de lacápsula.Como cada fabricante aplica sus propias formulacionesy características para cada elemento, no se debe utilizardetonadores de diferentes marcas o tipos en una mismavoladura, aunque tengan igual número de series.CAPÍTULO 8
    • 150Selección de sistema de retardoLos detonadores de retardo en general, eléctricos y noeléctricos se fabrican en dos tipos:1. De período largo (LD o long delay), con intervalosde medio segundo entre series. Ejemplo: 0,5; 1; 1,5;2; 2,5 s sucesivamente.2. De período corto (SD o short delay), tambiéndenominados de milisegundo y de microsegundocasi siempre graduados a intervalos de 0,025 s (25/1 000 s a 0,040 s entre series). Así, cuando se disparael primer detonador a los 0,025 s de haberseencendido el impulso (eléctrico o de shock), elsegundo detonador de la serie se dispara a los 0,050s del impulso inicial y así sucesivamente.Retardos de milisegundo para cordón detonante (reléso conectores de milisegundo), estos generalmentevienen con retardo de 0,009 s ó de 0,010 s entre series.Así por ejemplo un retardo de la serie 3 tendrá unademora verdadera de 0,027 s o de 0,030 s según elfabricante. Estos tiempos pueden incrementarseintercalando retardos de diferentes tiempos en unmismo tramo de la línea de cordón, sumándolos(ejemplo: dos retardos de 0,009 s dan una demorade 0,018 s).Cada fabricante identifica sus retardos con un códigoo un número, e incluso con colores, especialmente enlos alambres y mangueras, de modo que es necesarioconocer las tablas que ellos proporcionan para podercomparar equivalencias aproximadas.Ejemplo: Un fabricante europeo presenta una serie dedetonadores eléctricos de retardo de medio segundo(500 ms que consta de 12 números, más dos demicroretardo de 25 ms y 42 ms con 20 y 25 númerosademás de otras dos series de 20 ms y 30 ms con 15y 18 números respectivamente) como vemos:Obsérvese que los intervalos no son siempre iguales.En algunas secuencias se incrementan para evitar quelos tiros se sobrelapen en voladuras con gran númerode taladros. Esto difiere con cada serie y cada fabricante.Otro fabricante de Norteamérica presenta, por ejemplo,la siguiente serie para detonadores eléctricos:N° de Retardo Largo Microretardos Grupo 1 Microretardos Grupo 2(500 ms) Serie 1 (25ms) Serie 2 (42ms) Serie 3 (20ms) Serie 4 (30 ms)Instantáneo 0 0 0 01 - 0,5 s 1 - 25 ms (+25) 41 ms 1 - 20 ms 30 ms2 - 1 s 2 - 50 83 2 - 40 603 - 1,5 s 3 - 75 125 3 - 60 904 - 2 s 4 - 100 167 4 - 80 1205 - 2,5 s 5 - 125 209 5 - 100 1506 - 3 s 6 - 150 251 6 - 120 1807 - 3,5 s 7 - 200 293 7 - 140 2108 - 4 s 8 - 225 335 8 - 160 2409 - 4,5 s 9 - 250 377 9 - 180 27010 - 5 s 10 - 300 419 10 - 200 30011 - 5,5 s 11 - 325 469 11 - 220 33012 - 6 s 12 - 350 519 12 - 240 36013 - 382 (+32) 569 (+50) 13 - 260 39014 - 414 619 14 - 280 42015 - 446 669 15 - 300 ms 45018 - 542 819 16 - 48020 - 612 919 17 - 51025 - 787 ms 1169 ms 18 - 540 msCAPÍTULO 8
    • 151DispersiónDada la delicada fabricación y la propia constituciónde los elementos de retardo es natural que se presentendiferencias mínimas de tiempo entre detonadoresindividuales de la misma serie, tipo y lote de fabricación,lo que se conoce como “dispersión” estándar del valorreal de tiempo respecto al valor nominal de retardo;así por ejemplo, un detonador de 20 ms nominalespuede salir con 19 ms ó 22 ms efectivos. En el ámbitointernacional se acepta una dispersión de ± 5% aunquehay casos que llegan al 10%.En la práctica, la dispersión ocurre cuando disparossucesivos no salen en los tiempos nominales de losretardos, sino que se atrasan o se adelantan fraccionesde tiempo. Por ejemplo, dos taladros contiguos quese inician con retardo de 35 ms el primero y de 50ms el segundo, debiendo ser la diferencia de salidas15 ms, si el primero se atrasa, por ejemplo hasta 39ms y el segundo por lo contrario se adelanta a 45ms, la diferencia de salida real será de 6 ms.La diferencia mínima para evitar vibraciones del terrenosegún el USBM es de 8 ms.En voladura se define la dispersión con los términos:1. Sobrelapamiento (overlap), cuando la detonaciónde los períodos sucesivos de retardo está fuera desecuencia.2. Estrechamiento (crowding), cuando la detonaciónde los períodos sucesivos de retardo está ensecuencia pero es menor de 8 ms.3. Dispersión lateral, es el sobrelapamiento entre filas,o entre taladros de la misma fila.También ocurren menores diferencias de tiempo entreretardos iguales pero de diferentes fechas defabricación, por lo que se recomienda que en loposible deben utilizarse solamente los de un mismosuministro. Cuando el consumo de diferentes retardoses muy variado, debe tenerse en consideración estedetalle para el siguiente pedido, para limitar elnúmero de sobrantes, que por razones obvias tendránque mezclarse con los nuevos en los subsiguientesdisparos.Importancia de la cadenciaEl arte de un adecuado diseño de disparo consiste enorientar las salidas de los taladros hacia una cara libre,sin que se produzcan interferencias entre ellos, utilizandoeficientemente los tiempos de retardo disponibles.Tampoco es conveniente combinar los números cero (0) de diferentes series.Para el caso de detonadores no eléctricos de retardo podemos citar el siguiente ejemplo; correspondiente a unproductor canadiense:Retardo Largo LD:Número 0 1 2 3 4 5 6 7 18Retardo (ms) 0 490 800 1.125 1.400 1.675 1.950 2.275 8.050Retardo Corto SD:Número 0 1 2 3 4 5 6 7 25Retardo (ms) 0 30 50 75 100 128 157 190 2.275Los retardos para el cordón detonante de este productor tienen los siguientes tiempos de dilación: 17; 25; 35; 50;75, 100; 320; 340 (en ms)En este caso pueden incrementarse tiempos intercalándolos en el mismo tramo del cordón. Así, con 2 del N° 1 sesuma 34 ms para un determinado taladro.Retardo Largo LD Microretardo SD Permisibles (para carbón)0 instantáneo 0 instantáneo 0 instantáneo1 500 ms (0,5 s) 1 25 ms 1 25 ms2 1.000 2 50 2 1003 1.500 3 75 3 1754 2505 30016 8.000 ms 30 1.000 ms 9 500 msCAPÍTULO 8
    • 152La mayor ventaja de los métodos de iniciación conretardos es que facilitan la secuencia o cadencia desalida de los taladros mediante la formación de nuevascaras libres entre ellos con cada tiro.Así, en voladura subterránea se darán salida primeroal corte de arranque (cuele) y después a los demástaladros en orden secuente (ayudas, cuadradores, alzasy arrastres) dirigiendo las salidas hacia el vacío dejadopor el arranque, que será cada vez mayor hasta ocupartoda el área de voladura.En banqueo superficial el diseño es más simple,orientando la salida por filas de taladros hacia la caralibre existente, sea con filas paralelas a ella o con filasangulares.No puede hacerse una selección del sistema de retardosin conocer al detalle las condiciones locales del frentede voladura, de modo que al proyectar la secuenciade salidas se recomienda tener en cuenta los siguientesaspectos:1. El espaciado entre taladros debe ser igual o mayoral burden, para evitar rompimiento de un taladro aotro.2. Los retardos deben ser lo bastante rápidos parapermitir el fallamiento y movimiento de la roca conanterioridad al asentamiento del material ya aflojadoen todas direcciones.3. La profundidad de los taladros debe exceder alburden y espaciado, para evitar que el cuello actúecomo frente libre y se produzca efecto de cráter.En voladuras con detonadores de medio segundo, silos taladros son muy próximos y profundos, puedeocurrir que algunas cargas explosionenprematuramente por efecto de explosiones vecinas ypor tanto que los detonadores no produzcan unencendido normal. Se llega incluso a encontrarcartuchos que no han explotado al fondo de lostaladros. Para evitar estos inconvenientes es necesariodeterminar adecuadamente la carga correcta deexplosivos en función de la profundidad de los taladrosy sus distancias entre ejes.Con los microretardos no se producen estosinconvenientes ni en las condiciones más desfavorables,ya que la roca a volar se encuentra casi en su posicióninicial cuando actúa el último tiro.Normalmente los microretardos proporcionan mayorfragmentación ya que el efecto de tiempos de acciónmuy cortos entre los taladros se traduce en colaboraciónentre sí para romper la roca, manteniéndola sinembargo unida durante el desarrollo de la voladura,disminuyendo la proyección. Por lo contrario si seutilizan tiempos de retardos de varios segundos, elproceso tendría resultado completamente distinto,produciendo mala fragmentación con exceso degrandes pedrones, gran proyección y fuerte vibración.Como ejemplo, retardos de 10 ms produciránfragmentos de tamaño pequeño y mediano en mayorproporción que los de 20 ms, que normalmenteproducen extremos: pequeños y grandes. La serie delos 30 ms a más dará mayormente fragmentos grandes.Aspectos prácticosEn voladura de bancos es necesario un cierto tiempode retardo entre filas para asegurar una cara libre acada taladro, pero si el tiempo de retardo demasiadoprolongado entre filas adyacentes, el efecto serácontraproducente ya que ellas no se protegerán unasa otras durante la detonación. Por lo que se recomiendamantener un tiempo máximo de retardo entre taladrosadyacentes. Por norma, cuando la distancia de untaladro a los adyacentes es menor de 1,5 m el retardono debe excederse de 100 ms.En disparos alrededor de construcciones donde se debelimitar las vibraciones, algunas veces solamente sepuede permitir el encendido de los taladros en el mismonúmero de retardo (el límite de dilación por norma esde 8 ms entre huecos).En operaciones subterráneas, por ejemplo enperforación de túneles, los taladros están más cercanos,lo que significa que un tiempo de retardo másprolongado es a menudo recomendado, ya quenormalmente no se tiene que considerar eldesplazamiento, utilizándose detonadores de mediosegundo con excepción del arranque donde sonrecomendados los de microretardo.ConsiderandosEl ahorro en explosivo en un disparo primarioinstantáneo y el mismo pero con retardo no essignificativo, pero si es considerable para el disparosecundario consecuente. Ejemplo: si un primarioinstantáneo requiere 0,950 kg/t necesitará 0,300 kg/tmás para el secundario, total 1,250 kg/t. El mismoprimario pero con retardo necesitará sólo a 0,150 kg/t,para el secundario, es decir de 1 100 kg/t, pero eneste aspecto es más importante el ahorro en los costosdel paleo, transporte del material, mejor triturado ymenor deterioro del equipo móvil.Los retardos son de construcción delicada. No se lesdebe maltratar porque pueden fallar en la voladura,lo que representa pérdida económica, de tiempo y mástrabajo.No deben almacenarse por muy largo tiempo pues sedeterioran. Algunos fabricantes recomiendan no másde un año.En cuanto a la seguridad, son conocidas lasrecomendaciones sobre el riesgo de activación fortuitade detonadores eléctricos no aislados (puenteados) porcorrientes estáticas extrañas.CAPÍTULO 8
    • 153CAPÍTULO 8
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    • 159CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO9O9O9O9O9
    • 160
    • 161VOLADURA DE ROCASA. Propiedades físicasa. DurezaIndica aproximadamente la dificultad de perforarla.b.TenacidadIndica la facilidad o dificultad de romperse bajo elefecto de fuerzas de compresión, tensión e impacto,variando entre los rangos de friable (fácil), intermediaa tenaz (difícil).c. DensidadIndica aproximadamente entre la dificultad paravolarla y varía entre 1,0 a 4,5 g/cm3en promedio.Rocas densas requieren también explosivos densosy rápidos para romperse.d.TexturaTrama o forma de amarre de los cristales o granosy su grado de cementación o cohesión, tambiénrelacionada con su facilidad de rotura.e. PorosidadProporción de poros u oquedades y su capacidadde captar agua.f. VariabilidadLas rocas no son homogéneas en su composición ytextura. Tienen un alto índice de anisotropía oheterogeneidad.g. Grado de alteraciónDeterioro producido por efecto del intemperismo yaguas freáticas, además de fenómenos geológicosque las modifican o transforman.B. Propiedades elásticas o de resistenciadinámica de las rocasa. Frecuencia sísmica o velocidad de propagaciónde las ondas sísmicas y de sonidoVelocidad con la que estas ondas atraviesan lasrocas.b.Resistencia mecánicaResistencia a las fuerzas de compresión y tensión.c. Fricción internaHabilidad de las superficies internas para deslizarsebajo esfuerzos (rocas estratificadas).d.Módulo de YoungResistencia elástica a la deformación.e. Radio de PoissonRadio de contracción transversal o extensiónlongitudinal del material bajo tensión.f. ImpedanciaRelación de la velocidad sísmica y densidad de laroca versus la velocidad de detonación y la densidaddel explosivo. Usualmente las rocas con altafrecuencia sísmica requieren explosivos de altavelocidad de detonación.CAPITULO 9D e acuerdo a los criterios de la mecánica de rotura,la voladura es un proceso tridimensional, en el cuallas presiones generadas por explosivos confinadosdentro de taladros perforados en la roca, originan unazona de alta concentración de energía que producedos efectos dinámicos: fragmentación y desplazamiento.El primero se refiere al tamaño de los fragmentosproducidos, a su distribución y porcentajes por tamaños,mientras que el segundo se refiere al movimiento dela masa de roca triturada.Una adecuada fragmentación es importante parafacilitar la remoción y transporte del material volado yestá en relación directa con el uso al que se destinaráeste material, lo que calificará a la “mejor”fragmentación. Así, en la explotación de minerales sebusca preferentemente fragmentación menuda, quefacilita los procesos posteriores de conminución en lasplantas metalúrgicas, mientras que en la de rocasalgunas veces se requiere que sea en grandes bloques,como los que se emplean para la construcción deataguías o rompeolas. El desplazamiento y la formade acumulación del material volado se proyecta de lamanera más conveniente para el paleo o acarreo, deacuerdo al tipo y dimensiones de las palas y vehículosdisponibles.Teniendo en cuenta los diversos criterios que involucraun trabajo de voladura, como el propósito o uso finaldel lugar a excavar o el del material a obtener elvolumen a ser excavado, el grado de fragmentaciónpromedio requerido, si la roca excavada se quedaráin situ o será transportada a otro lugar, el tipo y ladimensión del equipo de remoción y acarreodisponible, la proximidad a instalaciones importantesque puedan ser afectadas por vibraciones oproyecciones, además de otros, es pues necesaria unaplanificación cuidadosa de la voladura considerandotodos los detalles que puedan influir en sus resultados.Existe una serie de factores o variables que intervienendirecta o indirectamente en la voladura, que sonmutuamente dependientes o que están relacionados unou otro; unos son controlables y otros no. Son controlables,por ejemplo, las variables de diseño, de perforación odel explosivo a emplear, mientras que no podemosmodificar la geología o las características de la roca.Para facilidad de interpretación se resume a estosfactores afines en grupos, que suelen denominarsevariables, factores, parámetros o condicionesfundamentales que comprenden:PARÁMETROS DE LA ROCASon determinantes, debiendo los explosivos y susmétodos de aplicación adecuarse a las condiciones dela roca. Entre ellos tenemos:
    • 162C. Condiciones geológicasa. EstructuraEs la forma de presentación de las rocas y está enrelación con su origen o formación (macizos,estratos, etc.).b. Grado de fisuramientoIndica la intensidad y amplitud del fracturamientonatural de las rocas. Son importantes la orientación(rumbo y buzamiento) de los sistemas de fisuras yel espaciamiento entre ellos, así como la aperturay los tipos de relleno en las discontinuidades.c. Presencia de aguaDefine incluso el tipo de explosivo a usar.PARÁMETROS CONTROLABLESPARÁMETROS DEL EXPLOSIVOA. Propiedades físico- químicasa. DensidadPeso específico en g/cm3(a mayor densidad, mayorpotencia), varía entre 0,7 a 1,6 g/cm3. Todoexplosivo tiene una densidad crítica encima de lacual ya no detona.b. Velocidad de detonación (VOD)Velocidad de la onda de choque, en m/s, califica alos explosivos como detonantes y deflagrantes; amayor velocidad mayor poder rompedor o brisance.c. Transmisión o simpatíaTransmisión de la onda de detonación en la columnade carga. Una buena simpatía asegura la explosióntotal de la columna de carga.d. Resistencia al aguaVaría desde nula hasta excelente (varias horas).e. Energía del explosivoSe puede dar en cal/g ó J/g. Calculada sobre labase de su formulación, aplicable para estimar sucapacidad de trabajo.f. Sensibilidad a la iniciaciónCada explosivo requiere un iniciador o cebo mínimopara iniciarse (usualmente se tiene como referencia aldetonador N° 8 para calificarlos como altos explosivos(sensibles) y agentes de voladura (insensibles), por loque requieren un cebo más potente).g. Volumen normal de gasesCantidad de gases en conjunto generados por ladetonación de 1 kg de explosivo a 0°C y 1 atm depresión, expresado en litros/kg.Indica aproximadamente la “cantidad de energíadisponible” para el trabajo a efectuar y generalmentevaría entre 600 y 1 000 litros/kg.h. Presión de taladroFuerza de empuje que ejercen los gases sobre lasparedes del taladro. Se expresa en kg/cm2, en kilobares(kbar) o en Megapascales (MPa) en el sistema SI.Para evaluarla se aplican las mismas ecuaciones deestado como las que valen en el estado dedetonación y explosión, tomando en cuenta lavariación del volumen.Esta presión varía con el confinamiento. Así, unexplosivo con densidad 1,25 y g/cm3una presiónde explosión de 3 500 MPa en taladro lleno al 100%,cuando se llena sólo al 90% llega aproximadamentea 2 600 MPa y cuando sólo se llena al 80% bajaráhasta cerca de 1 900 MPa.i. Categoría de humosFactor de seguridad que califica su toxicidad (todoslos explosivos generan gases de CO y NO endiferentes proporciones).CONDICIONES DE LA CARGAA. Diámetro de la carga(diámetro del taladro)Influye directamente sobre el rendimiento delexplosivo y la amplitud de la malla de perforación.Todo explosivo tiene un diámetro crítico; por debajode ese diámetro no detonan.B. Geometría de la cargaRelación entre el largo de la carga con su diámetroy el punto donde es iniciada. Se refleja en el procesode rompimiento y en la formación de “zonas defracturación” en las cargas cilíndricas de los taladrosde voladura.C. Grado de acoplamientoRadio del diámetro de carga al diámetro del taladro.El acoplamiento físico entre la carga explosiva y laroca permite la transferencia de la onda de choqueentre ellas, teniendo un carácter muy significativosobre el rompimiento.El efecto de trituración depende mucho del contactodirecto del explosivo con la roca. Eldesacoplamiento tiene enorme efecto sobre el gradode confinamiento y sobre el trabajo del explosivo,ya que la presión de taladro decrecerá con elaumento del desacoplamiento. Esta condiciónpuede incluso ocasionar que los gases liberadospor la explosión se aceleren más rápidamente quela onda de detonación en la columna de carga,acumulándola al descomponer al explosivo por elfenómeno denominado “efecto canal” o presión demuerte (dead pressing).El desacoplamiento es recomendable sólo para lavoladura controlada o amortiguada, donde formaun colchón de aire que amortigua el impacto, conlo que disminuye la fragmentación.Para voladura convencional se recomienda que larelación entre diámetro de taladro y diámetro decartucho no sea mayor que 1,2:1. Como porejemplo: cartuchos de 32 mm de diámetro parataladros de 40 mm de diámetro, o cartuchos de 42mm de diámetro para taladro de 50 mm dediámetro.CAPÍTULO 9
    • 163D. Grado de confinamientoDepende del acoplamiento, del taqueo o acabado,del uso de taco inerte para sellar el taladro y de lageometría de la carga (burden y distancia entre lostaladros).Un confinamiento demasiado flojo determinará unpobre resultado de voladura. Por otro lado, un altogrado de confinamiento (por excesivo atacado delexplosivo) puede incrementar tanto su densidad quelo puede hacer insensible a la transmisión de laonda de detonación y fallar.Los explosivos a granel (ANFO, emulsión) en bancosse confinan por sí solos.E. Densidad de carguío (Dc)Da la medida de llenado de un taladro. En el casode un llenado perfecto sin dejar el menor espaciodesocupado tendremos por definición una densidadde carguío = 1.En general, cuando un taladro se llena al X% de suespacio ocupado por explosivo tendremos Dc = 0,92.F. Distribución de carga en el taladroLa carga explosiva puede ser de un solo tipo entodo el taladro (carga única) o tener primeroexplosivo más denso y potente (carga de fondo) yluego explosivo menos denso (carga de columna).También pueden ser varias cargas de igual o distintotipo separadas entre sí por material inerte (cargasespaciadas o decks).G. Tipo y ubicación del ceboPuede emplearse el cebo único, el cebado múltiple(dos o más en rosario en la misma columna decarga, o una en cada deck en cargas espaciadas) yel cebado longitudinal (axial), éste generalmentecon cordón detonante.H. Distribución de energía, en cal/t de rocaLa energía aplicada sobre la roca dependerá de ladistribución de la carga en el taladro, de la densidaddel carguío, del punto de iniciación y del tipo deexplosivo utilizado, mientras que el consumo útil deenergía está vinculado al confinamiento y tiempode duración del proceso de rotura antes que losgases se disipen en el ambiente.Alrededor de la columna explosiva la fracturamientopresenta cierta zonificación; el área de cráter o decavidad de la explosión donde procesoshidrodinámicos asociados a la detonación producenla volatilización y pulverización de la roca, la zonade transición donde la presión y tensión se reducenrápidamente originando un flujo plástico o viscosode la roca acompañado por trituración ydesintegración, finalmente la zona sísmica dondela tensión se encuentra ya por debajo del límiteelástico de la roca y donde ya no se presentafragmentación si no hay caras libres.La densidad de carguío y la distribución del explosivotienen influencia en esta zonificación. Así, un taladrocon carga normal de columna con refuerzo de cargade fondo tendrá un buen rompimiento al piso. Porlo contrario, si la mayor densidad de carga estáhacia la boca del taladro, el tiro proyectarádemasiados fragmentos volantes y tendrá malrompimiento al piso. Igualmente, es diferente elresultado entre una carga concentrada al fondo yotra en la que se empleen cargas alternadas contacos a lo largo del taladro (deck charges).Las cargas desacopladas y el empleo de explosivosde baja presión de detonación normalmenteeliminan la zona de trituración y controlan el rumboy extensión de las grietas en la voladuraamortiguada.I. Intervalos de iniciación de las cargas (timing)Los taladros deben ser disparados manteniendo unasecuencia ordenada y correcta, para crear las caraslibres necesarias para la salida de cada taladro, loque se logra con los detonadores de retardo o conmétodos de encendido convencional escalonados.J. Variables de perforaciónTienen importante influencia en los resultados dela voladura:a. La profundidad del taladro respecto a la altura debanco en superficie y al avance estimado en túneles.b. La malla de perforación, relación de burden yespaciamiento entre taladros, importante para lainteracción entre ellos.c. Diámetro del taladro, base para determinar elburden y el consumo de explosivo. Las brocas deperforación tienen desgaste variable según el tipode roca, tendiendo a reducir paulatinamente sudiámetro (bit wear factor), especialmente enperforaciones de pequeño diámetro.d. Inclinación del taladro, controlada, como en laperforación radial o en abanico y desviación deltaladro (fuera de control, perjudica el performancedel explosivo y por tanto la fragmentación y avance).Otros factores que se deben considerar en elplaneamiento de un disparo son el costo de perforacióny el costo del explosivo, con base en el consumo totalde explosivo por m3o tonelada de roca movida (factorde carga en kg/m3). También para ciertos tipos deexplosivo su vida útil (shelf life).CONDICIONES GENERALES PARA EL TRABAJOEFICIENTE DE LOS EXPLOSIVOSA.Deben contar con cara libre para facilitar la salidadel material fragmentado.B. Deben estar confinadas, para aumentar su densidadde carga (atacado con vara de madera en subsuelo,compactación con aire comprimido en carguío agranel en subterráneo y por gravedad en superficie).Sellado del taladro con taco inerte.C.Deben ser cuidadosamente cebados.D.Deben ser disparados manteniendo una secuenciaordenada de salidas (temporización).CAPÍTULO 9
    • 164E. El espaciamiento entre taladros debe ser el adecuadopara permitir la interacción de las grietas radiales entreellos; de lo contrario habrá mala fragmentación,incluso hasta pueden soplarse sin efecto rompedor.CAMPOS DE APLICACIÓN DE LA VOLADURALos explosivos industriales se emplean en dos tipos devoladuras subterráneas y de superficie.Los trabajos subterráneos comprenden: túneles vialese hidráulicos, excavaciones para hidroeléctricas y dealmacenamiento, galerías y desarrollos de explotaciónminera, piques, chimeneas, rampas y tajeos deproducción. Son efectuados con el empleo mayoritariode dinamitas y emulsiones encartuchadas de diferentesgrados de fuerza y resistencia al agua, con agentes devoladura granulares, secos como ANFO y Examoncargados neumáticamente y eventualmente emulsionespuras sensibles a granel, cargadas por bombeo.Las dinamitas (gelatinas, semigelatinas, pulverulentasy permisibles) se comercializan encartuchadas en papelparafinado, en diámetros que van desde 22 mm (7/8”) hasta 76 mm (3”), las emulsiones sensibilizadas encartuchos de lámina de plástico y en pocos casos enpapel parafinado (ejemplo: Semexsa-E), en diámetrosdesde 22mm (7/8”) y los agentes granulares en bolsasa granel.Los trabajos de superficie comprenden: apertura decarreteras, canales, canteras de material para laconstrucción, cimentaciones, demoliciones y minas atajo abierto, los que son efectuados con dinamitas yemulsiones de pequeño a mediano diámetro, ANFOy Examon en canteras y obras viales, mientras que lostajos abiertos tienen empleo mayoritario de ANFO agranel, ANFO Pesado, Slurries emulsiones (en cartuchosde lámina plástica PVC hasta 8” de diámetro (203 mm)y a granel en carguío mecanizado en taladros de 127mm (5”) hasta 304 mm (12”) de diámetroEVALUACIÓN DE LA VOLADURAUna voladura se evalúa por los resultados obtenidos.Para calificarla se consideran los siguientes aspectos:volumen de material movido, avance del disparo, pisos,fragmentación, forma de acumulación de los detritos,costo total del disparo.A. El volumen o tonelaje del material movido deberáser igual o cercano al volumen teórico calculadopreviamente considerando el esponjamiento delmaterial roto.B. El avance del frente disparado en voladura debancos en superficie deberá sobrepasar la últimafila de taladros.En túneles y galerías el avance máximo es equivalentea la amplitud del túnel, por tanto el avance deberáser al menos igual a la profundidad de los taladros.La periferia en los túneles deberá ser igual a laproyectada; si resulta menor, requerirá ensancheadicional (desquinche). Por otro lado, si sobrepasael límite especificado resultarán problemas de costo,y en ciertos casos problemas de estabilidad y gastosde sostenimiento.C. El nivel del piso en bancos o el piso del nuevo bancodisparado debe resultar al mismo nivel del existente.Si se presentan irregularidades como lomos (toes),debe presumirse muy poca sobreperforación o faltade carga de fondo. Estos lomos dificultan el trabajode las palas cargadoras y requieren trabajoadicional, usualmente de voladura secundaria paraeliminarlos.En galerías y túneles es indispensable mantener elnivel del piso para el drenaje de agua y para eltendido de líneas de riel donde se utilice transportecon locomotora.D. El grado de fragmentación del material disparadoo el tamaño promedio requerido de los fragmentosdepende del trabajo en que se van a emplear, peropor lo general la fragmentación demasiado gruesao demasiado menuda son inconvenientes. Debeobservarse el porcentaje de pedrones grandes quetendrán que ser reducidos posteriormente.La fragmentación tiene relación directa con lafacilidad de paleo y transporte y con sus costos.E. La sobrerotura (over break) y la sobre rotura haciaatrás (back break) en bancos, afectan la estabilidadde la nueva cara libre de voladura y a los taladrosque hayan sido perforados a continuación de laúltima fila disparada.Generalmente indica exceso de carga explosiva enla última fila de taladros.En túneles y labores subterráneas debilita y agrietaa la roca remanente en toda la periferia, afectándolaa profundidad, con el riesgo de colapso del techoo paredes. Aparte de condiciones geológicas deincompetencia, debilidad estructural y alto gradode fracturamiento, tienen responsabilidad en esteproblema el exceso de carga explosiva y/o elencendido instantáneo o con tiempos muy cortosentre taladros, debido al fuerte golpe que producen.F. El desplazamiento y acumulación del material volado,debe ser adecuado para facilitar las operaciones decarga y acarreo. La forma de acumulación seproyecta de acuerdo al tipo de equipo que se va aemplear en la limpieza del disparo.La forma aproximada de los montículos de detritosse consigue con el trazo de perforación y con eldiagrama del tendido de iniciación, distribución delos retardos y de la disposición de las caras libres.Así, una distribución con amarres en “V” resulta enun montículo central, mientras que un amarre enlíneas longitudinales resultará en acumulación a lolargo de toda la cara del frente disparado.G. La falta de desplazamiento: Cuando un disparorompe material pero no se mueve de su sitio, sedice que el tiro se ha “congelado”. Esto se traduceCAPÍTULO 9
    • 165en mala fragmentación en la parte inferior e interiordel banco, en dificultad para la remoción delmaterial roto y en riesgo de encontrar materialexplosivo no detonado. Esto ocurre generalmentecuando los retardos no funcionan o no han sidodistribuidos adecuadamente, y en subterráneocuando falla el arranque.H. La dispersión de fragmentos a distancia, ademásde incrementar el riesgo de proyección defragmentos volantes, tiene el inconveniente en minasde “diluir” el material de valor económico almezclarlo con desmonte, cuando se desparramalejos de la cara de voladura.Generalmente indica excesiva carga explosiva haciael cuello del taladro, o falta de taco inerte.I. Costo de la voladura. Para determinar el costo totalde una voladura, además del costo de perforación(aire, barrenos, aceite, depreciación de la máquina,etc.) costo de explosivos, accesorios y planilla delpersonal (valorados en soles o dólares/TM) se debentener en cuenta los costos de carguío y acarreo delmaterial triturado, más los adicionales de voladurasecundaria de pedrones sobre dimensionados y losde empleo de equipo adicional para eliminar lomosal piso. Todos ellos, aparte del avance y del volumeno tonelaje movido, representan el real rendimientoo resultado económico de la voladura.Aparte de la evaluación visual del disparo, sujeta ala experiencia del observador, se cuenta actualmentecon equipos de control sofisticados, como cámarasde video o película de alta velocidad, sismógrafos,equipos y software para determinar la granulometríadel material obtenido, instrumentos topográficosrápidos y precisos para determinar el contorno delárea disparada y cubicarla, instrumentos para ladetección y control de gases en las fronteras y parala medición de velocidad de detonación (VOD)dentro de taladros, y otros, que ayudan a interpretarla información de campo en forma rápida y precisa.VOLADURA EN SUPERFICIELa voladura de rocas en superficie comprende trabajosde explotación minera en bancos de canteras y tajosabiertos, obras de ingeniería civil y vial como excavaciones,canales, zanjas, cortes a media ladera y trabajosespeciales como rotura secundaria de pedrones,demoliciones y voladuras controladas (smooth blasting)pero fundamentalmente se concreta en bancos.A. Voladura en bancos. Aspectos generalesa. DefiniciónLos bancos son excavaciones similares a escalonesen el terreno. Su característica principal es la de tener,como mínimo, dos caras libres, la superior y la frontal.b. TiposSegún su envergadura se consideran dos tipos:1. Voladuras con taladros de pequeño diámetro,de 65 a 165 mm.2. Voladuras con taladro de gran diámetro, de 180a 450 mm.b. Por su aplicación o finalidad son:1. ConvencionalBusca la máxima concentración, esponjamiento ydesplazamiento del material roto, aplicada paraexplotación minera.2. De escolleraPara obtener piedras de gran tamaño.3. De máximo desplazamiento (cast blasting)Para proyectar gran volumen de roca a distancia.4. De cráterCon taladros cortos y gran diámetro, para desbrocede sobrecapas y otros.5. Zanjas y rampasExcavaciones lineares confinadas.6. Excavaciones vialesPara carreteras, autopistas, laderas y también paraproducir material fino para ripiado o para agregadosde construcción.7. Para cimentaciones y nivelacionesObras de ingeniería civil o de construcción.8. De aflojamiento o prevoladurasFracturamiento adicional a la natural de macizosrocosos, sin apenas desplazarlos, para remover terrenoagrícola, incrementar la permeabilidad del suelo oretirarlo con equipo ligero o escariadoras (scrapers) etc.9. Tajeos minerosMuchos trabajos de minería subterránea se basan enlos parámetros de bancos cuando tienen más de doscaras libres, (ejemplos: tajeos VCR, bresting y otros).Lo que busca una voladura es la máxima eficiencia almenor costo y con la mayor seguridad, lo que se refleja,entre otros aspectos, en:- Grado de fragmentación obtenido.- Esponjamiento y rango de desplazamiento.- Volumen cargado versus tiempo de operación delequipo.- Geometría del nuevo banco; avance del corte, pisos,estabilidad de taludes frontales y otros, aspectosque se observan y evalúan después del disparo paradeterminar los costos globales de la voladura yacarreo.B. Elementos para el diseño de voladurasen bancosTambién denominados parámetros de la voladura, sondatos empleados en el cálculo y diseño de disparos.Unos son invariables, como los correspondientes a lascaracterísticas físicas de la roca: densidad, dureza,grado de fisuramiento, coeficientes de resistencia aCAPÍTULO 9
    • 166deformación y rotura, etc; y otros son variables, es decirque podemos modificarlos a voluntad, de acuerdo a lasnecesidades reales del trabajo y condiciones del terreno.Estos parámetros controlables se pueden agrupar en:a. Geométricos: altura, ancho y largo del banco, talud,cara libre.b. De perforación: diámetro y longitud del taladro,malla.c. De carga: densidad, columna explosiva, longitudde taco, características físico-químicas del explosivo.d. De tiempo: tiempos de retardo entre taladros,secuencia de salidas de los disparos.A continuación se describen brevemente los másdeterminantes mostrados en un gráfico de un bancoconvencional.a. Dimensión de la voladuraComprende al área superficial delimitada por el largodel frente y el ancho o profundidad de avance proyectados(m2) por la altura de banco o de corte (H), en m3.L x A x H = volumen totaldonde:L : largo, en m.A : ancho, en m.H : altura, en m.Si desean expresarse en toneladas de material in situse multiplica por la densidad promedio de la roca omaterial que pretende volarse.L x A x H x r x 1 000 = masa totaldonde:r : densidad de la roca, en kg/m3.b. Parámetros dimensionales1. Diámetro de taladro (Ø)La selección del diámetro de taladro es críticaconsiderando que afecta a las especificaciones de losequipos de perforación, carga y acarreo, también alburden, espaciamiento distribución de la cargaexplosiva, granulometría de la fragmentación, tiempoa emplear en la perforación y en general a la eficienciay economía de toda la operación.Para determinar el diámetro óptimo en la práctica, seconsideran tres aspectos:1. La disponibilidad y aplicabilidad del equipo deperforación en el trabajo proyectado.2. La altura de banco proyectada y la amplitud oenvergadura de las voladuras a realizar.3. La distancia límite de avance proyectada para elbanco.Con diámetro pequeño los costos de perforación y depreparación del disparo normalmente son altos y seemplea mucho tiempo y personal, pero se obtienemejor distribución y consumo específico del explosivo,permitiendo también efectuar voladuras selectivas.El incremento de diámetro aumenta y mantiene establela velocidad de detonación de la carga explosiva,incrementa el rendimiento de la perforación y el de losequipos de acarreo, disminuyendo el costo global dela voladura. Además facilita el empleo de camionescargadores de explosivos. Por otro lado, si la roca avolar presenta sistemas de fracturas muy espaciadas oque conforman bloques naturales, la fragmentación aobtener puede ser demasiado gruesa o irregular.En bancos de canteras y en obras civiles de superficielos diámetros habituales varían entre 50 y 125 mm (2”a 5”) mientras que en la minería por tajos abiertosvarían entre 150 a 310 mm (6” a 12”) y llegan hasta451 mm (15”).El máximo diámetro a adoptar depende de laprofundidad del taladro y, recíprocamente, la mínimaprofundidad a la que puede ser perforado un taladrodepende del diámetro, lo que usualmente se expresacon la igualdad:L = 2 Ødonde:L : la mínima longitud del taladro, en pies.Ø : es el diámetro del taladro, en pulgadas.EjemploSi Ø = 3, tendremos que L = 2 x 3 = 6 pies.Usualmente el diámetro se expresa por el símbolo Ø.En forma práctica se puede determinar considerandoque el diámetro adecuado expresado en pulgadasserá igual a la altura de banco en metros, divididaentre cuatro:Ø = H/4EjemploPara un banco de 5 m de altura: 5/4 = 1,25 = 32mm, o también = 1 ¼ ”.2. Longitud o profundidad de taladro (L)La longitud de taladro tiene marcada influencia en eldiseño total de la voladura y es factor determinante enel diámetro, burden y espaciado.Es la suma de altura de banco más la sobreperforaciónnecesaria por debajo del nivel o razante del piso paragarantizar su buena rotura y evitar que queden lomoso resaltos (toes), que afectan al trabajo del equipo delimpieza y deben ser eliminados por rotura secundaria.Esta sobreperforación debe ser por lo menos de 0,3veces el valor del burden, por tanto:L = H + 0,3 Bdonde:H : altura del banco.B : burden.CAPÍTULO 9
    • 167Esta relación es procedente para taladros verticales queson los más aplicados en las voladuras de tajo abiertocon taladros de gran diámetro, pero en muchascanteras de pequeña envergadura se perforan taladrosinclinados, en los cuales la longitud de taladro aumentacon la inclinación pero, por lo contrario, lasobreperforación (SP) disminuye, estimándose por lasiguiente relación:L = H + 1 - α x SPCos (α) 100donde:L : longitud del taladro.H : altura de banco.α : ángulo con respecto a la vertical, en grados.SP : sobreperforación.La perforación inclinada, paralela a la cara libre delbanco, al mantener uniforme el burden a todo lo largodel taladro proporciona mayor fragmentación,esponjamiento y desplazamiento de la pila deescombros, menor craterización en la boca o collardel taladro, menor consumo específico de explosivos ydejan taludes de cara libre más estables. Por locontrario, aumenta la longitud de perforación, ocasionamayor desgaste de brocas, varillaje y estabilizadores,dificulta la carga de explosivos y tiende a desviaciónde los taladros, especialmente con los mayores a 20 m.3. La sobreperforación (SP)Tal como se indicó anteriormente es importante en lostaladros verticales para mantener la razante del piso. Siresulta corta normalmente reproducirán lomos, pero sies excesiva se produciría sobre excavación conincremento de vibraciones y de los costos de perforación.En la práctica, teniendo en cuenta la resistencia de laroca y el diámetro de taladro, se estima los siguientesrangos:Tipo de Roca SobreperforaciónBlanda a media De 10 a 11 ØDura a muy dura 12 ØTambién es usual la relación: SP = 0,3 B, en donde Bes el burden.4. Longitud de taco (T)Normalmente el taladro no se llena en su parte superioro collar, la que se rellena con material inerte que tienela función de retener a los gases generados durante ladetonación, sólo durante fracciones de segundo,suficientes para evitar que estos gases fuguen comoun soplo por la boca del taladro y más bien trabajenen la fragmentación y desplazamiento de la roca entoda la longitud de la columna de carga explosiva.T = L + SP/3o igual a la del burden:T = BSi no hay taco los gases se escaparán a la atmósferaarrastrando un alto porcentaje de energía, que deberíaactuar contra la roca. Si el taco es insuficiente, ademásde la fuga parcial de gases se producirá proyecciónde fragmentos, craterización y fuerte ruido por ondaaérea. Si el taco es excesivo, la energía se concentraráen fragmentos al fondo del taladro, dejando grancantidad de bloques o bolones en la parte superior,especialmente si el fisuramiento natural de la roca esmuy espaciado, resultando una fragmentación irregulary poco esponjada y adicionalmente se generará fuertevibración.Normalmente como relleno se emplean los detritosde la perforación que rodean al taladro, arcillas opiedra chancada fina y angulosa. En ocasiones entaladros inundados se deja el agua como taco cuandola columna de carga es baja (también en voladurasubacuática).En la práctica su longitud usual es de 1/3 del largototal del taladro.Si se tiene en cuenta al burden y resistencia de la roca,el taco variará entre T = 0,7 B para material muycompetente, como granito homogéneo, o en un radiode taco o burden que puede aproximarse a 1, es decir:T = B para material incompetente con fisuras y fracturasabiertas.En la práctica también se relaciona el diámetro con laresistencia a compresión, con valores para roca blandaa intermedia de:T = 33 a 35 Ø,y para roca dura a muy dura de:T = 30 a 32 Øen canteras.En bancos con mayor diámetro variará entre: 40 Øpara roca blanda a 25 Ø para roca muy dura.En material suelto o incompetente, como es unasobrecapa de suelo y detritus que recubra a la roca enun trabajo de desbroce de mina, o de una obra vial,esta relación será mucho mayor, generalmente delradio 2:1 sobre la roca (ejemplo: 2 m de sobrecapaserán aproximadamente iguales a 1 m de roca, parapropósitos de taqueo).En desbroce también se puede aplicar la razón deburden T = 0,7 B sumándole la mitad del espesor dela sobrecapa:T = 0,7 B + (SC/2)donde:SC : espesor de sobrecapa.EjemploPara sellar un taladro con 2 m de burden y 1,20 m desobrecapa de tierra, el taco deberá ser de:CAPÍTULO 9
    • 1680,7 x 2,0 + (1,20/2) = 2 m (aprox. 7’)Para estimar el taco en taladros perforados en taludesinclinados se mantendrá la relación 2:1, considerando alburden como la distancia desde el tope de la columnaexplosiva hasta la cara libre más cercana, lo que serepresenta con un triángulo rectángulo en el que la basees el burden y el cateto menor es la longitud del taco(ejemplo: para 1,50 m de burden el taco será de 1,0 m).Usualmente, cuando el terreno es muy irregular o suelevación cambia drásticamente, el tamaño del tacotambién variará para cada taladro.En algunas voladuras se mantiene igual longitud detaco para todos los taladros, mientras que otras se diseñancon mayor longitud en la primera y última filas, parabajar la altura y fuerza de la columna explosiva con loque se limita la proyección frontal y la rotura hacia atrás.Para taladros largos, delgados, no siempre es necesarioel taco inerte real, siempre y cuando no se presenteuna excesiva pérdida de gases y presión.5. Altura de banco (H)Distancia vertical desde la superficie horizontal superior(cresta) a la inferior (piso).La altura es función del equipo de excavación y carga,del diámetro de perforación, de la resistencia de laroca de la estructura geológica y estabilidad del talud,de la mineralización y de aspectos de seguridad.En un equipo de carga y acarreo son determinantes lacapacidad volumétrica (m3) y la altura máxima deelevación del cucharón, además de su forma de trabajo(por levante en cargadores frontales y palas rotatoriaso por desgarre hacia abajo en retroexcavadoras).Normalmente los cargadores frontales a ruedas seemplean en bancos de 5 a 10 m de altura, con taladrosde 65 a 100 mm (2 ½” a 5”) de diámetro, mientrasque las excavadoras y grandes palas a oruga, enbancos de 10 a 15 m y más, con taladros de 100 mm(4” a 12”) o de diámetro, pudiéndose estimar la alturade banco con la siguiente fórmula:H = 10 + 0,57 (C – 6)donde:C : es la capacidad del cucharón de laexcavadora en m3.Según el diámetro de taladro en voladuras de tajoabierto en relación con la resistencia de la roca, seestima que para roca suave alcanzaría a unos 50diámetros y para roca muy dura a unos 35 diámetros.Para calcular la altura más adecuada o económica enforma práctica, se estimará cuatro veces en metros eldiámetro del taladro dado en pulgadas: H (en mm) =4 Ø, donde Ø es el diámetro de taladro; así, para undiámetro de 2” la altura será de 8 m.Por otro lado, se debe tener en cuenta que si la alturade banco es igual al burden (1:1) la fragmentaciónresultará gruesa, con sobreexcavación y lomos al piso,porque la cara libre no se podrá flexionar. Si la alturaes el doble del burden (2:1) la fragmentación mejoray los lomos disminuyen. Si la altura de banco es tres omás veces mayor (3:1) la relación H/B permitirá laflexión, lográndose fragmentación menuda yeliminación de los otros efectos.Otra relación práctica indica que la altura de banco debeser mayor que el diámetro de la carga explosiva, es decir:(H x Ø)/15En donde H en m y Ø en mm.Así, para un diámetro de 100 mm (4”) resulta una alturamínima de 6,6 m, lo que indica que la altura prácticadebe ser mayor a esa cifra.Por otro lado el diámetro máximo de taladro sugerido(en mm) para una altura de banco conocida, deberíaser igual a la altura, en metros, multiplicada por 15.Ø max = 15 HEn donde Ø en mm y H en m.Así, con un banco de 8 m el diámetro máximo deberíaser de 8 x 15 = 120 mm.6. Burden (B)También denominada piedra, bordo o línea de menorresistencia a la cara libre. Es la distancia desde el pie oeje del taladro a la cara libre perpendicular máscercana. También la distancia entre filas de taladrosen una voladura.Se considera el parámetro más determinante de lavoladura. Depende básicamente del diámetro deperforación, de las propiedades de la roca, altura de bancoy las especificaciones del explosivo a emplear. Se determinaen razón del grado de fragmentación y al desplazamientodel material volado que se quiere conseguir.Si el burden es excesivo, la explosión del taladroencontrará mucha resistencia para romperadecuadamente al cuerpo de la roca, los gasesgenerados tenderán a soplarse y a craterizar la bocadel taladro. Por el contrario, si es reducido, habráexceso de energía, la misma que se traducirá en fuerteproyección de fragmentos de roca y vibraciones.En la práctica, el burden se considera igual al diámetrodel taladro en pulgadas, pero expresado en metros.Así, para un diámetro de 3” el burden aproximadoserá de 3 m, conociéndose como burden práctico a larelación empírica:Ø (en pulg.) = B (en m).También se aplican las siguientes relaciones prácticassegún Languefors:B = 0,046 Ø (mm)Tomando en cuenta la resistencia a compresión de lasrocas en taladros de mediano diámetro, el burden variaráentre 35 y 40 veces el diámetro para roca blanda y entre33 a 35 veces el diámetro para roca dura a muy dura.CAPÍTULO 9
    • 169su grado de fracturamiento, mediante la siguiente fórmula:B = (db/33) x P x Sc x f x (E/B)donde:B : burden, en metros.P : grado de compactación que puede estarentre 1,0 y 1,6 kg/dm3.S : potencia relativa del explosivo (por ejemplode 1,3 para una Gelatina Especial).c : constante para la roca, generalmente entre0,45 y 1,0.f : grado de fractura. Para taladro vertical elvalor es de 1.E : espaciamiento entre taladros.E/B : radio de espaciamiento a burden.db : diámetro de broca.Empleando valores métricos para esta fórmula tenemos:P = 1,25 kg/dm3S = 1c = 0,45f = 1E = 1,25B = (db/33) x 1,25 x 10,45 x 1 x (1,25/B)B = db/22; si consideramos que el diámetro de brocadb = 75 mm (3”) tendremos:B = 75,9/22 = 3,5 m (11,3 pies)Languefors muestra una relación que determina elradio de “diámetro de broca a burden”.9. Fórmula de C. KonyaBasada en las teorías del Dr. Ash. Determina el burdencon base en la relación entre el diámetro de la cargaexplosiva y la densidad, tanto del explosivo como dela roca, según:B = 3,15 Øex 3ρeρrdonde:B : burden, en pies.Øe: diámetro del explosivo, en pulgadas.ρe: densidad del explosivo.ρr: densidad de la roca.EjemploPara un taladro de 3” de diámetro a cargarse con unANFO de 0,85 de densidad, en una roca calcárea de2,7 de densidad, el burden deberá ser de:Øe= 3ρe= 0,85ρr= 2,70luego:B = 3,15 x 3 x 30,85 = 6,4 pies2,70Tomando en cuenta el tipo de explosivo en taladros demediano a gran diámetro, la relación será:Con dinamita:En roca blanda : B = 40 ØEn roca muy dura : B = 38 ØCon emulsiones e hidrogel:::::En roca blanda : B = 38 ØEn roca muy dura : B = 30 ØCon Examon o ANFOEn roca blanda : B = 28 ØEn roca muy dura : B = 21 ØAsí por ejemplo, para roca dura a volar con ANFO entaladros de 3” de diámetro tenemos:B = 40 x 3 = 120 x 2,54 = 3,05 (igual a 3 m).Usualmente se considera:B = 40 ØOtra definición dice que el burden, en metros,normalmente es igual al diámetro de la carga explosivaen milímetros multiplicado por un rango de 20 a 40,según la roca. Así por ejemplo: el burden para unacarga de 165 mm de diámetro será:165 x 20 = 3,3 m y 165 x 40 = 6,6 m.Por otro lado, se consideran dimensiones típicas enminería y canteras a las siguientes relaciones:B = 32 ØPara roca con densidad promedio menor de 3,3 g/cm3,(Ø es el diámetro de carga).B = 26 ØPara roca con densidad promedio mayor de 3,3 g/cm3,(Ø es el diámetro de carga).Con criterios más técnicos se han propuesto variasfórmulas para el cálculo del burden, que involucranparámetros de la perforación y de la roca, pero todasal final señalan valores entre 25 a 40 Ø, dependientesprincipalmente de la calidad y resistencia de la roca.Aunque no es propósito de este manual detallarlas, semencionan algunas, como referencia.7. Fórmula de AndersenConsidera que el burden es una función del diámetroy longitud del taladro, describiéndola así:B = Ø x Ldonde:B : burden.Ø : diámetro del taladro, en pulgadas.L : longitud del taladro, en pies.La relación longitud de taladro-burden o altura debanco, influye sobre el grado de fragmentación.8. Fórmula de LangeforsConsidera además la potencia relativa del explosivo,el grado de compactación, una constante de la roca yCAPÍTULO 9
    • 17010. Fórmula de AshConsidera una constante kb que depende de la clasede roca y tipo de explosivo empleado:B = kb x Ø12donde:B : burden.Ø : diámetro de taladro.kb : constante, según el siguiente cuadro:Clase Densidad Clase de rocade (g/cm3)roca Blanda Media DuraBaja 0,8 a 0,9 30 25 20densidady potenciaDensidad 1,0 a 1,2 35 30 25y potenciamediasAlta 1,2 a 1,6 40 35 30densidady potenciaEstas constantes varían para el cálculo de otrosparámetros, como se indica:----- Profundidad de taladroL= Ke x B, (Ke entre 1,5 y 4).----- EspaciamientoE = Ke x B,donde:Ke = 2,0 para iniciación simultánea de taladros.Ke = 1,0 para taladros secuenciados con retardoslargos.Ke = 1,2 a 1,8 para taladros secuenciados conretardos cortos.----- Longitud de tacoT = Kt x B (Kt entre 0,7 y 1,6).----- SobreperforaciónSp = Ks x B (Ks entre 0,2 y 1).El burden se mantiene para la primera y demás filasde taladros con salidas paralelas, pero se reducecuando los taladros se amarran en diagonal (Corte“V” y echelón).11. Espaciamiento (E)Es la distancia entre taladros de una misma fila que sedisparan con un mismo retardo o con retardosdiferentes y mayores en la misma fila.Se calcula en relación con la longitud del burden, a lasecuencia de encendido y el tiempo de retardo entretaladros.Al igual que con el burden, espaciamientos muypequeños producen exceso de trituración y craterizaciónen la boca del taladro, lomos al pie de la cara libre ybloques de gran tamaño en el tramo del burden. Porotro lado, espaciamientos excesivos producenfracturación inadecuada, lomos al pie del banco y unasnueva cara libre frontal muy irregular.En la práctica, normalmente es igual al burden paramalla de perforación cuadrada E = B y de E = 1,3 a1,5 B para malla rectangular o alterna.Para las cargas de precorte o voladura amortiguada(smooth blasting) el espaciamiento en la última fila de lavoladura generalmente es menor: E = 0,5 a 0,8 B cuandose pretende disminuir el efecto de impacto hacia atrás.Si el criterio a emplear para determinarlo es lasecuencia de salidas, para una voladura instantáneade una sola fila, el espaciado es normalmente de E =1,8 B, ejemplo para un burden de 1,5 m (5´) elespaciado será de 2,9 m (9´).Para voladuras de filas múltiples simultáneas (igualretardo en las que el radio longitud de taladro a burden(L/B) es menor que 4 el espaciado puede determinarsepor la fórmula:E = B x Ldonde:B : burden, en pies.L : longitud de taladros, en pies.En voladura con detonadores de retardo elespaciado promedio es aproximadamente de:E = 1,4 BSi el criterio a emplear en taladros de mediano diámetroes la resistencia a comprensión, para roca blanda amedia variará de 50 a 45 Ø y para roca dura a muydura de 43 a 38 Ø. Si además de la resistencia seinvolucra el tipo de explosivo, para taladros de medioa gran diámetro se puede considerar lo siguiente:- Con Examon y ANFO:Para roca blanda a media : E = 27 a 33 Ø.Para roca dura a muy dura : E = 25 a 24 Ø.- Con emulsiones, hidrogeles y ANFO Pesado:Para roca blanda a media : E = 37 a 45 Ø.Para roca dura a muy dura : E = 35 a 34 Ø.12. Radio longitud a burden ( L/B)La relación ideal de longitud a burden es de 3:1 quesirve de referencia para comprobar el burden ydiámetro óptimos, mediante tanteos con diferentesdiámetros hasta aproximarnos lo más posible a 3, enbase al burden obtenido con la fórmula de Konya.Ejemplo, teniendo los siguientes valores:Diámetro del explosivo : 3”.Densidad del explosivo : 0,85.Densidad de la roca : 2,70.Longitud de taladro : 25 pies (7,62m).CAPÍTULO 9
    • 171B = 3,15 x 3 x 30,85 = 6,4 pies2,70Comprobación:Longitud : 25 pies.Burden : 6,4Si : L = 25 = 3,9B 6,4Valor muy elevado al pasarse de 3, por lo que deberáajustarse una de las variables. Densidad del explosivo(cambiando el tipo) o el diámetro del explosivo(cambiando el diámetro del taladro), que es másaceptable, ya que si el radio resulta muy alto, el burdenpuede ser incrementado, con lo que disminuye elnúmero de taladros; por otro lado, es difícil considerarun explosivo con densidad menor de 0,85.Tanteando nuevamente con la fórmula, para undiámetro de 5” el resultado será de B = 10,7 piesaplicando la prueba:L = 25 = 2,3B 10,7Este valor es muy corto respecto a 3. Tanteando otravez con la misma fórmula pero con diámetro de 4”, elresultado será B = 8,5 pies. Aplicando la prueba:L = 25 = 2,92B 8,7Que es un valor adecuado muy cercano a 3.Por tanto, en estos ejemplos el burden ideal será de8,5´ (2,6m) para un taladro de 4” de diámetro(101mm) y 25 pies (7,62m) de longitud, cargado conexplosivo de baja densidad (0,85 g/cm3), a granel.c. Cálculo y distribución de la carga explosiva1. Columna explosivaEs la parte activa del taladro de voladura, tambiéndenominada “longitud de carga” donde se produce lareacción explosiva y la presión inicial de los gases contralas paredes del taladro.Es importante la distribución de explosivo a lo largodel taladro, según las circunstancias o condiciones dela roca. Usualmente comprende de 1/2 a 2/3 de lalongitud total y puede ser continua o segmentada. Asípueden emplearse cargas sólo al fondo, cargas hastamedia columna, cargas a columna completa o cargassegmentadas (espaciadas, alternadas o deck charges)según los requerimientos incluso de cada taladro deuna voladura.La columna continua normalmente empleada pararocas frágiles o poco competentes suele ser del mismotipo de explosivo, mientras que para rocas duras,tenaces y competentes se divide en dos partes: La cargade fondo (C.F) y la carga de columna (C.C).1. Carga de fondoEs la carga explosiva de mayor densidad y potenciarequerida al fondo del taladro para romper la partemás confinada y garantizar la rotura al piso, para, juntocon la sobreperforación, mantener la razante, evitandola formación de resaltos o lomos y también limitar lafragmentación gruesa con presencia de bolones.Su longitud es normalmente equivalente a la del burdenmás la sobreperforación: B + 0,3 B; luego:CF = 1,3 BNo debe ser menor de 0,6 B para que su tope superioresté al menos al nivel del piso del banco. Se expresaen kg/m o lb/pie de explosivo. Los productosusualmente empleados son: ANFO aluminizado,hidrogeles Slurrex, emulsiones sensibilizadas, Examon-V o ANFOs Pesados como Slurrex-AP de 30/70 a 60/40, en razón a que la energía por unidad de longituden el fondo del taladro debe ser al menos dos vecesmayor que la requerida para romper la roca en laparte superior.Si se toma en consideración la resistencia de la roca y eldiámetro de la carga, la longitud de la carga de fondovariará entre 30 Ø para roca fácil a 45 Ø para muy dura.El cebo iniciador o booster debe colocarse en esta partede la carga, preferentemente al nivel del piso del banco,para su mayor efectividad.2. Carga de columnaSe ubica sobre la carga de fondo y puede ser de menosdensidad,potenciaoconcentraciónyaqueelconfinamientodelarocaenestesectordeltaladroesmenor,empleándosenormalmente ANFO convencional, Examon-P o ANFOPesado en relaciones de 10/90 a 20/80.La altura de la carga de columna se calcula por ladiferencia entre la longitud del taladro y la suma lacarga de fondo más el taco,:CC = L – (CF + T)Usualmente CC= 2,3 B.Años atrás, en los grandes tajos se empleaban cartuchoso mangas de hidrogel (Slurrex 40, Slurrex 60 o Slurrex80) como carga de fondo cuando se requería reforzarla carga iniciadora en taladros secos o en taladros conpresencia de agua, llenándose el resto de la columnacon ANFO. Actualmente, con la posibilidad de poderpreparar mezclas de emulsión-ANFO de diferentesproporciones en los camiones mezcladores-cargadores(camiones fábricas), es común carga con ANFO Pesadoen relaciones de 10/90 a 60/40, con una longitud de(10/15) Ø al fondo y completar la carga de columnacon ANFO normal.3. Cargas segmentadas o espaciadasNormalmente se emplean cargas continuas en taladrosde pequeña o mediana longitud, pero en taladroslargos o en aquellos que se requiera disminuir laenergía pero manteniéndola distribuida en toda sulongitud, se emplean cargas espaciadas con tacosCAPÍTULO 9
    • 172inertes intermedios y con un iniciador en cada una paragarantizar su salida. Estas cargas pueden ser del mismotipo de explosivo o emplearse uno de mayor densidado potencia en la primera carga al fondo. Las salidaspueden ser simultáneas o con diferentes tiempos desalida para cada una, mediante retardos en ordenascendente o descendente, según el diseño de lavoladura o los efectos que se quieran obtener.4. Carga específica (CE)Llamado también consumo específico o factor de carga(powder factor).Es la cantidad de explosivo necesaria para fragmentar1 m3o yd3de roca. Se expresa en kg/m o lb/yd.CE = total de explosivo utilizado, en kgtotal de m3rotos cubicadosLa carga específica es una excelente unidad referencialpara el cálculo de la carga total de un disparo, perono es el mejor parámetro de por sí, ya que ladistribución de este explosivo en la masa de la rocamediante los taladros tiene gran influencia en los efectosde fragmentación y desplazamiento, es decir, en elresultado de la voladura.Así,aigualdaddecargaespecífica,unavoladuraefectuadacon taladros de pequeño diámetro muy próximos entresí resultará con mejor fragmentación que si se utilizantaladros de gran diámetro pero más espaciados.Usualmente se determina con base en la cantidad deexplosivo utilizado por m3de roca volada en variosdisparos, incluso diferenciando varios tipos de roca,considerando valores promedio para el cálculo de losdisparos subsiguientes.Otros valores utilizados para estimar la carga requeridapara un disparo son: el factor de energía del explosivo enkcal/kg conjugado con las características mecánicas de laroca, como su módulo de resistencia elástica (módulo deYoung), resistencia a comprensión-tensión, densidad, etc.En voladura, la cantidad de explosivo utilizado deberáser muy próxima a lo mínimo necesario paradesprender la roca. Menos carga significa tener unavoladura deficiente y, por el contrario, un exceso decarga significa mayor gasto y mayores riesgos deaccidentes, debiéndose tenerse en cuenta que el excesode carga colocado en el taladro origina una proyeccióncuya energía es proporcional a dicho exceso por m3,estimándose que el centro de gravedad de la masa dela voladura podría desplazarse varios metros haciaadelante por cada 0,1 kg/m3de exceso de carga,siendo aún mayor el riesgo de proyección de trozospequeños a distancias imprevisibles (flying rock).5. Estimación de cargasVolumen a romper por taladro: Malla por altura de taladroV = B x E x H = m3por taladroTonelaje: volumen por densidad de la roca o mineral.6. Volumen de explosivoDiámetro de taladro por longitud de la columnaexplosiva (columna continua) o por la suma de lascargas segmentadas.Ve = Ø x Ce, en m37. Factor de carga (FC)Es la relación entre el peso de explosivo utilizado y elvolumen de material roto.FC = We/V8. Tonelaje rotoEl tonelaje roto es igual al volumen del material rotomultiplicado por la densidad de dicho material.Tonelaje = V x ρr9. Carga específica para cada taladro en voladurasde varias hileras• Primera fila (burden a la cara libre frontal inicial):Ce = (H – SP) x E x (B + T/2) x FC, en kg.• Para la segunda fila y subsiguientes:Ce = (H – SP) x E x B x FC, en kg.donde:Ce : carga explosiva, en kg.H : profundidad de taladro.SP : sobreperforación.E : espaciamiento entre taladros.B : burden.T : piso quedado.FC : factor de carga (por tipo de roca, tendrá quedefinirse para cada caso en especial).i. Perforación específicaEs el número de metros o pies que se tiene que perforarpor cada m3de roca volada.(L/H)B x Edonde:L : profundidad del taladro (altura de banco (H)– 0,3 B).H : altura de banco.B : burden.E : espaciamiento.j. Factor de perforación (FP)FP = (H/B) x E x H, en m/m3Luego:Perforación totalFP x volumen totalk. Cálculo general para carga de taladro0,34 x Ø2x ρe, en lb/piedonde:0,34 : factor.Ø : diámetro del taladro, en pulg.ρe: densidad del explosivo a usar.EjemploCAPÍTULO 9
    • 173Ø = 9”.ρe= 1,35.Luego: 0,34 x (9)2x 1,35 = 37 lb/pieEn unidades SI: 54,4 kg/m aprox.l. Densidad de carga (Dc)Dc = 0,57 x ρex Ø2x (L – T),donde:Dc : densidad de carga, en kg/tal.0,57 : factor.Ø : diámetro del taladro, en pulg.ρe: densidad del explosivo a usar.L : longitud de perforación.T : taco.EjemploØ = 6,5”.re= 0,80 (ANFO).L = 13,5 m (longitud de taladro).T = 5 m (taco).Luego: 0,57 x 0,80 x (6,5)2= 19,27 kg0,80 x (6,5)2 x 0,57 = 19,27 kg/m19,27 kg/m x (13,5 – 5) = 163,8 kg/taladroCAPÍTULO 9
    • 174CAPÍTULO 9
    • 175CAPÍTULO 9
    • 176CAPÍTULO 9
    • 177b. MallaEs la forma en la que se distribuyen los taladros deuna voladura, considerando básicamente a la relaciónde burden y espaciamiento y su directa vinculación conla profundidad de taladros.En el diseño de una voladura de banco se puede aplicardiferentes trazos para la perforación, denominándosemalla cuadrada, rectangular y triangular o alterna,basándose en la dimensión del burden.Distintas formas de amarre de los accesorios y diferentestiempos de encendido de los taladros se aplican paraobtener la más conveniente fragmentación y forma deacumulación de los detritos, para las posterioresoperaciones de carguío y transporte del materialvolado.Los diseños de amarre de las conexiones entre taladrosde los trazos de perforación anteriores, determinanel diseño de mallas de salida, siendo las másempleadas la longitudinal, cuña, diagonal (echelón)trapezoidal y las combinadas. Ejemplos con mallacuadrada.CAPÍTULO 9
    • 178C. Retardos en voladuras de bancoSe emplean dos clases de retardos: de superficie paracordón detonante, que se intercalan entre taladros yentre líneas troncales, de tipo “hueso de perro” y demanguera de shock uni ó bidireccional, con tiemposusuales de 9 a 300 ms, y los de interior de taladrosque se colocan en el primer o booster, al fondo y en lascargas espaciadas, generalmente son del tipo dedetonador no eléctrico de shock y muy eventualmenteeléctricos, con tiempos entre 5 y 100 ms.La colocación de retardos puede tener estas alternativas:a. Líneas de cordón detonante con retardos desuperficie, sin retardo en el taladro.b. Líneas de cordón detonante con retardosescalonados, en superficie y con retardos de unmismo número en todos los taladros.c. Retardos en superficie más retardos de distintosnúmeros (escalonados) en el interior de los taladros.d. Sin retardos en superficie, con retardos de distintosnúmeros (secuenciados) al fondo de los taladros.e. Con o sin retardos en superficie, y con retardosescalados en las cargas espaciadas (decks) alinterior de los taladros.Los disparos grandes se pueden separar por tramosmediante un adecuado reparto de retardos,repitiendo las series en cada tramo y separándolosentre sí, usualmente mediante un retardo del mismonúmero o más que es el último colocado en el tramo,para que el primer taladro del siguiente tramo salgadespués al sumar su propio tiempo con el del retardopuente.El burden virtual o de perforación se mantieneinvariable si se disparan todos los taladros de unavoladura simultáneamente, ya que los taladros notienen retardos. Esto se aprecia en la malla paralela.El burden, puede sin embargo, variar según como seala distribución de los tiempos de encendido de lostaladros cuando se utilicen detonadores de retardo,dando lugar al burden “real” o efectivo, de menorlongitud que el virtual, como se observa en las salidasdiagonales en el gráfico.CAPÍTULO 9
    • 179ESQUEMAS BÁSICOS DE VOLADURAVoladuras de una fila de taladros1. Salida simultánea, para fuerte proyección yrotura gruesa. Alta vibración y fuerte rotura haciaatrás.2. Serie progresiva para reducir la vibración ymejorar la fragmentación. Cuando hay notoriosplanos de estratificación puede presentar mayorrotura hacia atrás. El orden de salidas puedeinvertirse si conviene, de acuerdo a laestratificación de la roca.3. Serie alternada de período corto para roca queno cede fácilmente, agrietada por la voladuraanterior, que se desintegra rápidamente al primerimpulso con riesgo de cortes. El segundo impulsodebe llegar antes que la roca se haya desplazadodemasiado lejos.4.y5. El incremento de períodos de retardo mejora lafragmentación, reduce la proyección, el ruido yla excesiva rotura hacia atrás.6. Serie alternada de período largo para rocas muycompresibles, debido a su tenacidad,esponjamiento y resiliencia. La primera serie detaladros las comprime hasta el límite antes derecibir el impacto de la segunda que lasdesplaza.CAPÍTULO 9
    • 1801. Salidas simultáneas por filas con retardos de unmismo número por fila para obtener mayorfragmentación y formar una pila de escombrosbaja y tendida. Si se utilizaran detonadoresinstantáneos habrá mayor vibración y proyecciónpero menor fragmentación.2. Doble hilera alternada; la primera fila alternadamejora la fragmentación y la doble hileradisminuye la proyección.3. Filas múltiples con salidas en paralelo paraconseguir buena fragmentación y una adecuadasobrerotura posterior en rocas de difícilfracturamiento suele incrementarse los tiemposde retardo entre filas; ejemplos: 1 – 3 – 5 enlugar de 1 – 2 – 3.4. Múltiples hileras alternadas secuencialmente,sugerida para bancos de cada libre baja, quesuelen presentar serios problemas de vibración.Se puede invertir la secuencia de salidas deacuerdo al rumbo de los planos de estratificacióncuando estos incrementen la rotura hacia atrás.5. Salidas en diagonal o echelón. Donde se presenterompimiento en la base de la cara libre contendencia a excesiva proyección. Ésta se puedelimitar variando la secuencia con tiempos máscortos.Una excesiva rotura hacia atrás (back break) se suelelimitarse con voladura controlada o amortiguada enla última fila de taladros en voladuras de múltiples filas.CAPÍTULO 9
    • 181CAPÍTULO 9
    • 182CAPÍTULO 9
    • 183Temporización (timing)La voladura de banco normalmente se efectúa comouna voladura de retardo corto. La secuencia debe serdiseñada de modo que cada taladro logre rotura libre.El tiempo entre taladros y filas debe ser losuficientemente prolongado como para permitir quese cree un espacio para el material triturado de lassubsiguientes salidas en filas múltiples. Se asegura quedebe desplazarse 1/3 del burden antes que la segundafila comience a iniciarse.El retardo entre filas debe variar entre 10 ms/m (rocadura) y 30 ms/m (roca blanda). Generalmente 15 ms/m de la distancia del burden es buena guía. Según elUSBM, los retardos entre taladros para minimizar lasvibraciones serán de 8 ms.Un retardo muy corto entre filas hace que el materialde las posteriores se desplace hacia arriba en lugar deen dirección horizontal (los detritos quedan in situ).Un retardo lento puede causar proyección de piedras,bolones y concusión del aire, que no dejan suficienteprotección (cobertura o muralla de detritos) entre las filas.DimensiónEs conocido que los bolones provienen normalmentede la primera fila; por tanto, las voladuras de variashileras producen menos bolones proporcionalmente quelas de una sola fila. Por esta razón, el largo del área deldisparo no debería ser mayor que el 50% del ancho.Así la fragmentación grande necesaria para laconstrucción de ataguías, rompeolas y otras obras deprotección en ríos puede ser tan difícil de conseguircomo la fragmentación menuda. La geología es elprimer obstáculo para conseguir pedrones; espreferible la roca homogénea que la fisurada. Paraeste caso el método a utilizar es diferente (rip rap) queel banqueo convencional.1. La carga específica debe ser baja.2. El radio espacio/burden debe ser menor que 1.3. Disparar una fila por vez, preferible instantáneamente.Cuando la carga específica es baja: de 0,20 kg/m3omenor, suficiente para aflojar pero no para desplazarla carga de fondo debe ser ligeramente inferior queen la normal, por lo que debe aceptarse algún volumende rotura secundaria al piso.Mayor burden que espaciado da lugar a fragmentaciónen bloques, con óptimo resultado si el radio (E/B) estáentre 0,5 y 1,0.El disparo instantáneo resulta en mayor tamaño quecon retardo corto dado a que la separación o desgarreentre taladros es menor. En resumen, la fragmentacióngrande se logra con la combinación: Baja cargaespecífica radio E/B = 0,5 ó 1,0 y disparo instantáneopor simple hilera.Los retardos a emplear según consideracionesgeológicas suelen ser de los siguientes rangos:EstructuraRetardos sugeridos (máximo intervalo):Tipo de Intervalo máximoEstructura (ms/m)Masiva 33En bloques 15Altamente conjuntas 12Vetas débiles, planosde deslizamiento 9Taludes con presenciade agua 9Consideraciones de explosivoExplosivos con densidad mayor de 1,3 g/cm3y 12 ms/m.Para lograr un perfil del cono de escombro (muck of pile).Perfil del Cono de Intervalo máximoEscombro (ms/m)Apretado9Suelto 18Lanzado 33RendimientoTipo de trabajo Intervalomáximo(ms/m)Para fragmentación mejorada 18Para limitar el back break 33Para controlar rocas volantes 21Para minimizar el golpe de aire 18Para minimizar la vibración 33Las condiciones y posibilidades para preparar unavoladura de banco son muchas, por lo que sólo sepresentan esquemas básicos de trazo y de tiempo, yaque con base en ellos se podrá diseñar en la propiamano u obra el esquema más adecuado, apoyándoseen la mayor información de mecánica de roca localque sea disponible como el ejemplo:CAPÍTULO 9
    • 184Ejemplo de cálculo para voladura de bancoDatos:Altura de banco (H) : 15 m.Ancho de la voladura (A) : 24 m.Diámetro de perforación (Ø) : 75 mm1. Burden máximo:(Bmax) = 45 x 75 = 3,38 m2. Sobreperforación:(SP) = 0,3 x Bmax = 0,3 x 3,38 = 1,01 m3. Longitud de taladro:(L) = altura de banco (H) + sobreperforación (SP)+ 5 cm/m (altura de banco + sobreperforación),debido a la inclinación 3:1L = H + SP + 0,05m (H + SP)L = 15 + 1,01 + 0,05 (15 + 1,01)= 16,80 m4. Error de perforación:(F) = 5 cm de error de emboquille + 3 cm/m dedesviación de taladroF = 0,05 + 0,03 x L = 0,05 + 0,03 x 16,8 = 0,55 m5 Burden práctico:(B1) = B max - F = 3,38 - 0,55 = 2,80 m6 Espaciamiento práctico:(E1) = 1,25 x B1 = 1,25 x 2,80 = 3,50 mN° espacios =ancho de voladura =24=6,68 m=7 m(E1) 3,50(E1) = ancho de voladura = 24 = 3,42 mN° espacios 77. Concentración de carga de fondo (QbH):QbH = 1,25 x p x (Ø)2= (75)2= 5,62 kg/m4 x 1 000 1 0008. Altura de carga de fondo:(hb) = 1,3 x Bmax = 1,3 x 3,38 = 4,4 m9. Carga de fondo:(CF) = Altura de carga de fondo x concentraciónde carga de fondo(CF) = hb x QbH = 4,4 x 5,62 = 24,67 kg10. Concentración de carga de columna:(QpH) = (0,4 a 0,5) x concentración de la cargade fondo(QpH) = (0,4 a 0,5) x QbH = 2,81 kg/m11.Altura de la carga de columna:(hp) = Longitud de taladro - (altura de la carga defondo + taco inerte)(hp) = L - (hb + ho)donde ho = B1 (o Bmax), luego:(hp) = L – (hb + Bmax)(hp) = 16,50 – (4,4 + 2,80) = 9,3m12. Carga de columna:(CC ó Qb) = hp x QpH, luego:Qb = (9,30 x 2,80) = 26,13 kg13. Carga total:(CT) = CF+Qb = 24,67+ 26,13 =50,8 kg/taladro14. Carga específica:(CE)=taladros por fila x CTB1 x H x A(CE)=7 taladros x 50,8 = 355,61 008=0,35 kg/m32,80 x 15 x 24Alternativa con ocho taladros por fila:(CE)= 8 taladros x 50,8 =406,6=0,40 kg/m32,80 x 15 x 24 1 00815. Perforación específica en m/m3:(Pe) = N° de taladros x profundidad de taladroB1 x H x ancho de voladura= 7 x 16,80 = 117,6 = 0,116 m/m32,80 x 15 x 24 1 008Alternativa:= 8 x 16,80 = 134,4 = 0,133 m/m32,80 x 15 x 24 1 008ResumenAltura de banco : 15,0 m.Profundidad o longitud de taladro : 16,8 m.Burden : 2,80 m.Espaciamiento : 3,43 m.Carga de fondo : 24,6 kg.Carga de columna : 26,9 kg.Concentración carga de columna : 2,8 g/m3.Carga específica (con 7 y 8 taladros fila):0,35 a 0,41 kg/m3.Perforación específica (con 7 y 8 taladros fila):0,11 a 0,13 m/m3.ComentariosEvaluación de disparoDesplazamiento de la rocaEl desplazamiento del material toma más tiempo quela rotura y fragmentación. Está en función directa conla energía de los gases en explosión, aunque los gasesse hayan expandido a determinada extensión.En teoría, el desplazamiento de la roca trituradacorrespondiente al centro de gravedad es:L = 1 x 2 x (100 + a) x B x H - B3 (100) tan(α) 2donde:a : porcentaje del incremento en volumen.α : ángulo en donde el material disparadose ha posado.Desplazamiento de la roca volada por un disparo, esdefinido por el movimiento de su centro de gravedad.CAPÍTULO 9
    • 185En la práctica, todo lo que se requiere del explosivo esque desplace a la roca unos metros, para ello la velocidadinicial debe ser de unos metros por segundo, y porconsiguiente esta fase demora aproximadamente unsegundo del tiempo total de la voladura.El movimiento puede sin embargo, en efecto, de-morarmás tiempo, pero eso es por efecto de la gravedad yno del explosivo (a no ser que el disparo seaintencionalmente sobrecargado para incrementar laproyección del material arrancado, cosa que se aplicapor ejemplo en la voladura de desbroce (cast blasting)aplicada para destapar mantos de carbón en algunosopen pits, proyectando el material triturado más alládel pie del banco.Balance total de energíaFragmentada la roca (con cara libre) se deduce que laenergía transmitida a la roca se reparte como sigue:1. Fracturamiento in situ < 1%.2. Rotura 15%.3. Desplazamiento 4%.4. Trituración alrededor del taladro 1,5 a 2%.5. Proyección de fragmentos < 1%.6. Deformación de la roca sólida después < 1%.del disparo7. Vibraciones del terreno 40%.8. Air blas (concusión) 35 a 39%Total: 100%Nota:Estimaciones efectuadas por Hagan en el año 1977han puesto en manifiesto que solamente un 15% de laenergía total generada en la voladura es aprovechadacomo trabajo útil en los mecanismos de fragmentacióny desplazamiento de la roca.El factor de rotura n3junto con la impedancia y el factorde acoplamiento n1y n2deberían ser consideradospara la producción del disparo y la fórmula generalpara definir el disparo sería:n1- (n2x n3x E x Q) = V x S x Ess (1)Esta fórmula muestra que para romper un volumen Vde roca de superficie de energía específica Ess, a untamaño definido por la superficie específica S, requierede un ingreso de energía “E x Q” del disparo, la cualtoma en cuenta los factores disipadores de energía n1,n2y n3.Para determinar el tamaño de un disparo es necesario:1. Calcular la necesaria cantidad de explosivo.2. Determinar su distribución en la roca.De acuerdo a la fórmula (1) respecto a Q, la primeracondición estaría resuelta, esta misma fórmula da lainformación necesaria para determinar la malla deperforación y por tanto la distribución de explosivo querequiere la roca para cumplir la segunda condición yconsiderando el consumo específico de explosivo Ce= Q/V el cual es posible obtener directa-mente de lafórmula:Ce = Q = S x EssV n1x n2x n3x EEl valor Ce es función de los siguiente parámetros:- Factor de impedancia : n1- Factor de acoplamiento : n2- Factor de rotura : n3- Características del explosivo : E- Características de la roca : Ess- Grado de fracturamiento requerido : SCAPÍTULO 9
    • 186Tenemos también:Dm : máxima dimensión del material disparadopor taladro, cuya relación está dada por lasiguiente ecuación:64 m264Es = —— ——— Es = ———Dm m3DmEjemplo : 80 cm de radio o Dm = 0,8 m64 m2Es = ——— = 80 ———0,8 m3En el caso de una carga de 1m empleando una mallacuadrada (que asegura una casi igual distribución delexplosivo) la definición de consumo específico, resultala siguiente:( Øc )2.π .peCe = —————— de donde4.B2π.peB = Øc————4.CeEjemplos: Las condiciones para el disparo puedesumarizarse como:Roca:- Velocidad sísmica Vs = 4.000 m/s- Densidad (roca) Dr = 2.600 kg/m3- Impedancia Ir = 10,4 x 106kg.m-2. s-1- Energía específica p.superficie Ess = 1,47 x 10-3MJ/m2Explosivo:- Velocidad dedetonación VOD = 4.550 m/s- Densidad d = 1.050 kg/m3- Impendancia Ie = 4,78 x 10- 6kg. m-2.s-1- Energía específica E = 4,31 MJ/kgCarga:- Radio de diámetro de taladroa diámetro de carga Øt/ Øc= 1,16Material roto:- Máximo tamaño Dm = 0,8 de dondeEs = 64/Dm = 80 m2/m3C = Es. Ess = 80 x 1,47 x 10-3= 0,31 kg /m3n1.n2.n3.E 0,86 x 0,68 x 0,15 x 4,31Según la fórmula con un øc= 0,044 m el resultado es:B = Øcd = 0,044 1 050 x = 2,26 m4C 4 x 0,31VOLADURA DE CRÁTER EN SUPERFICIEMientras que la voladura de banco se caracteriza porsu alta relación entre diámetro y longitud de taladro,es decir taladros largos con diámetro relativamentepequeño, la voladura de cráter es inversa su relaciónentre diámetro y longitud es baja, es decir se trata devoladura poco profunda con taladros de diámetrogrande.En taladros de banco el collar o longitud para el tacoes igual al burden (40 Ø) o también 1/3 de su longitudtotal, con lo que se controla en parte la proyección defragmentos, pero en los de cráter de baja profundidad,no es posible mantener un largo de taco sin cargaexplosiva igual al burden pues esto causaría deficientefragmentación que elevaría los costos de fragmentaciónsecundaria. Lamentablemente una carga colocada muycerca de la superficie, como la del cráter, resulta enelevada proyección de fragmentos que se dispersanampliamente alrededor.En banco la carga explosiva es larga, cilíndrica ynormalmente ocupa 2/3 de la longitud del taladro,mientras que en cráter se emplea una cargaconcentrada (point charge) que técnicamente se suponesea esférica, pero que en realidad tiene un largo dehasta 6 veces el diámetro del taladro y se coloca a unaprofundidad crítica, que depende del tipo de roca, deldiámetro del taladro y del tipo de explosivo utilizado.Esta profundidad se puede calcular mediante la teoríade Cráter de Livingston, que se basa en la ecuación deEnergía - tensión.N = E.W. (1/3)donde N es la profundidad crítica (en pies) de unacarga de peso W (en libras), que justamente causa quela superficie de la roca falle y E es el factor de Energía- tensión estimado empíricamente.Livingstone determinó que existe relación entre laprofundidad critica N a la cual se perciben, losprimeros efectos de acción externa en forma de grietasy el peso de la carga explosiva. Modificó la ecuaciónreduciendo la profundidad de carga para mejorar lafragmentación, expresándola:do = E W1/3donde:do : profundidad óptima o distancia desde lasuperficie al centro de gravedad de la cargase determina con una serie de ensayos, en pies.: radio de profundidad (do/N).W : peso de la carga, en libras.π πCAPÍTULO 9
    • 187Los valores usuales dados dependen del valor de E, elcual varía para diferentes características de rocas.Para estos cálculos las pruebas se efectuarán sobre elmismo tipo de roca y explosivo que piense emplearseen producción. El diámetro del taladro será el mayorposible (ejemplo 115 mm). Los taladros seránperpendiculares a la cara libre. Las cargas tendrán seisdiámetros de longitud (6 Ø) bien atacadas,prefiriéndose explosivos densos para roca dura:dinamita, emulsión, hidrogel; mientras que el ANFO,muy poco empleado, sólo conviene para roca blanda.Peele, por su parte, en su teoría dice que un taladrovertical normal a una superficie horizontal, cargadocon explosivo, puede volar el material formando uncráter cónico cuya cara forma un ángulo deaproximadamente 45° con dicha superficie.En este caso la línea de menor resistencia está dadapor la profundidad del taladro (L) y el volumen delcráter:V = 0,33 x L x p x L2= L3En la práctica el volumen de roca movida se tomacomo:V = mL3donde:m : 0,4 para roca suave o friable y 0,9 para rocadura o tenaz.El volumen de cráteres que puedan abrirseindependientemente con cargas de peso constantedependerá de la profundidad a la que ellas secoloquen, estimándose básicamente tres niveles. Aprofundidad crítica donde comienza el levantamientodel terreno, a profundidad óptima donde el volumende cráter resultante es el máximo, y a poca profundidaddonde la mayor parte de la energía se va al aire enforma de shock (air blast). Es también importante eladecuado espaciamiento entre taladros para lograr suinteracción.La voladura de cráter se emplea eventualmente parala perforación de pozos, para desbroce de minas,mientras que la proyección de fragmento no representeproblema, también para casos específicos como ladestrucción de pistas de aterrizaje clandestinos y otrostipos de obras.También se presenta en ocasiones en el banqueoconvencional como consecuencia de sobrecarga o deuna baja relación de burden, como se observa en eldibujo.En subterráneo se aplica la voladura de cráter entaladros largos, en el método denominado voladurade cráteres invertidos en retroceso (vertical cráterretreating o VCR).Respecto a seguridad en voladura de cráter, así comoen la de máximo desplazamiento, e incluso en laconvencional con sobrecarga, se debe tener presentela “distancia de protección” o distancia mínima deseguridad para el personal y equipos que se estimacon la siguiente fórmula práctica:CAPÍTULO 9
    • 188Distancia mínima = 120 3cantidad de explosivoa utilizarVoladura de máximo desplazamientoTambién denominada voladura de gran proyección yoverburden cast blasting. Se emplea cuando se requieredeliberamente desplazar el material disparando muchomás lejos de lo que normalmente ocurre en la voladurade banco convencional.Se desarrolló en la región carbonífera de Norteaméricapara bajar los costos de explotación de los grandesyacimientos horizontales de carbón, en su mayoríacubiertos por una potente capa de roca que en algunoscasos pasa de 50 m de espesor, la que debe ser retiradapara dejar libre a la capa de carbón para poderexplotarla después.Este método consiste en perforar taladros largos cuyofondo casi toque la capa de carbón, distribuidos conmalla cuadrada ajustada y sobrecargados conexplosivos de alta energía y que se disparan por filascon tiempos muy cortos entre taladros, de manera quela salida sea casi simultánea.Esto logra desplazar entre un 50 a 60% del materialvolado por encima del manto del carbón,depositándolo lejos de la cara libre del banco, de dondees retirado por arrastre mediante una gran pala decucharón con arrastre por cable.Para este método es importante que los burden seanmedidos cuidadosamente, ya que el incremento de ellospuede malograr el propósito de proyección alincrementar la resistencia de la roca especialmente enlos taladros de la primera fila.En este caso tendría que aumentarse la carga explosivapara dar mayor energía y poder controlar la velocidady fuerza de impulsión.F. Chiappetta ha propuesto una fórmula de primeraaproximación obtenida mediante estudios confotografía de alta velocidad, lo que expresa como:donde:Vo = velocidad inicial de un fragmentoproyectado desde el frente (m/s)Energía = kilocalorías por metro = 0,078 x D2 x d x Pb = constante del lugar (1,17)siendo:D = diámetro del taladro (cm)d = densidad del explosivo (g/cm3)P = potencia absoluta en peso (cal/g)Lineamientos generales para la ejecución de unavoladura cast blasting:1. Burden igual al espaciamieto con iniciaciónsimultánea entre filas.2. Taco inerte igual al burden.3. Altura de banco debe ser aproximadamente iguala cuatro veces el burden.4. Los retardos entre filas deberán ser entre 7 y 14 mspor pie de burden.5. Se deberán usar los primeros números de la seriede fulminantes para evitar la dispersión y traslapeen la secuencia de encendido.6. En el interior de los taladros deben emplearseretardos de período corto para evitar que lostaladros adyacentes corten los cables tendidos enla superficie.7. Siempre que sea posible, cada fila debe ser iniciadacon el mismo número de retardo.8. Si es necesario el control de la vibración, retardosde período corto, entre 17 y 25 ms, se deberánusar entre los taladros de una misma fila.Esta voladura no se limita a estos yacimientos carbónen Norteamérica, Canadá, Sudáfrica y Australia ocanteras y otras explotaciones donde la proyección delmaterial pueda significar ahorro en movimiento deequipo de acarreo como ejemplo. También tieneaplicación en desbroce y preparación de minas o enobras viales donde el desplazamiento de la carga sinnecesidad de emplear equipo de acarreo resultaconveniente.CAPÍTULO 9
    • 189CAPÍTULO 9
    • 190Voladura de túneles y galeríasGeneralidadesExisten dos razones para excavar en subterráneo:1. Para utilizar el espacio excavado (accesos detransporte, almacenaje de materiales diversos,obras de construcción, defensa militar, etc.).2. Para utilizar el material excavado (explotaciónminera).En ambos casos los túneles forman parte importantede la operación entera: en construcción subterránea,como es por ejemplo el caso de obras hidroeléctricas,donde son necesarios para tener acceso a las cámaras;en minería, para llegar a los bloques de mineral einiciar su explotación, además de las operaciones dedesarrollo y comunicación interna, pero también sonabiertos para un propósito en sí mismos (túnelescarreteros o ferrocarrileros y túneles hidráulicos paratransvase de agua).Sus dimensiones, acabados finales, sostenimiento internoy demás aspectos dependen de su función. Así, un túnelcarretero o hidráulico debe tener un buen perfilado porser para uso permanente, mientras que una galería deexplotación puede quedar con acabado irregular si vaa ser abandonada una vez cumplida su misión.Los túneles son abiertos mayoritariamente en tendidohorizontal, pero también inclinado y en forma vertical.En este último caso, si la excavación se efectúa haciaarriba desde un determinado punto o nivel sedenominan chimeneas (raise shafts) y si es hacia abajopiques (sink shafts). En ciertas condiciones de terrenoalgunos son excavados de modo continuo conmáquinas tuneleras de avance rotatorio (tunel boringmachines – TBM y raise boring machines – RBM) perola gran mayoría se hacen en forma discontinua, porfases. Es así conocido que los túneles y el banqueo encanteras o tajos son las operaciones de mayor consumode explosivos con perforación y voladura, cubriendouna gran variedad de tipos de roca y geometrías dedisparo. Las rocas pueden ser desde suaves como elyeso, intermedias como la caliza, hastaextremadamente duras como granito y basalto y desus condiciones estructurales depende el acabado finaly la necesidad o no de sostenimiento adicional cuandono pueden mantener su estabilidad.La sección de los túneles puede variar entre 9 m2hastamás de 100 m2, mientras que la cara de los bancosvaría entre 5 a 40 m de altura. Los diámetros de taladroen túneles van de 32 mm a 51 mm y en banco de 51mm a 165 mm, incluso hasta 310 mm, lo que muestraun amplio rango de parámetros a considerar.En rocas competentes los túneles con secciones menoresde 100 m2pueden excavarse a sección completa enun solo paso, mientras que la apertura de grandestúneles, donde la sección resulta demasiado amplia, odonde las características geomecánicas de la roca nopermiten la excavación a sección completa, el métodousual consiste en dividir el túnel en dos partes: lasuperior o bóveda que se excava como una galería deavance horizontal, y la inferior que se excava porbanqueo convencional en forma retrasada con respectoal avance de la bóveda. Este banqueo puede efectuarsecon taladros verticales o ligeramente inclinadosperforados con tracdrill, o con taladros horizontalesen cuyo caso se utilizará el mismo equipo perforadorjumbo empleado para la bóveda.Cuando la calidad de la roca es mala, puede sernecesario dividir el túnel en varias secciones, por logeneral abriendo primero una galería piloto desde laque se ataca hacia el techo y los flancos.Con métodos de perforación y voladura, el ciclobásico de excavación comprende las siguientesoperaciones:- Perforación de los taladros.- Carga de explosivo y tendido del sistema deiniciación.- Disparo de la voladura.- Evacuación de los humos y ventilación del área deltrabajo.- Desprendimiento de rocas aflojadas, resaltos ylomos, que hayan quedado remanentes despuésdel disparo (desquinche).- Eventual eliminación de tacos quedados resultantesde tiros fallados.- Carguío y transporte del material arrancado.- Eventual disparo adicional para rotura secundariade pedrones sobredimensionados.- Medición del avance logrado, control dealineamiento y nivelación, replanteo de taladrospara el siguiente disparo.El esquema o forma en que se ataca el frente de lostúneles y galerías, es decir el método de avance,depende de diversos factores:- Equipo de perforación empleado (parámetro básicoes el diámetro de taladro).- Tiempo disponible para la ejecución.- Tipo de roca y condiciones del frontón.- Tipo de sostenimiento necesario.- Sistema de ventilación.A diferencia del banqueo donde se cuenta con dos omás caras libres para la salida de la voladura, entunelería la única cara libre disponible es la del frontón,que es también la única superficie factible para laperforación.Debido a su longitud en relación con la relativamentepequeña sección transversal del túnel, los taladrosCAPÍTULO 9
    • 191solamente pueden ser perforados en formaperpendicular a la cara libre (a lo más con pequeñainclinación). En tales condiciones los tiros no puedenarrancar la roca tal como podrían hacerlo si estuvierandispuestos en planos paralelos a la cara como en lavoladura de bancos. Esta dificultad se subsanadedicando un cierto número de taladros (que sedisparan primero) específicamente para abrir unacavidad inicial cuyas paredes actuarán como caraslibres para los tiros subsiguientes, lo que se denominael “corte” o “ arranque”.Otro aspecto importante es en razón de que los túneles,cualquiera que haya sido su motivo de apertura,terminan siendo vías de tránsito permanente, por loque es indispensable que las rocas de las paredes ytecho sean estable y no estén sometidas a excesivastensiones. Cuanto más heterogénea o fisurada sea laroca, el perfil perimetral será más irregular e inestable,sujeto a desprendimientos y desplomes imprevistos. Unaforma de limitar o controlar este inconveniente esmediante voladura de contorno o periférica con salidacontrolada, denominada precorte o recorte y finalmenteun cementado (grouting).Para efectos de voladura el frontón de un túnel depequeña a mediana envergadura se divide en tresáreas: la de corte o arranque, la de núcleo o destrozay la de corona o contorno. Estas se disparan en tresetapas: corte, núcleo, contorno, con tiros individualesespaciados en tiempo de modo tal que actúan enconjunto, aparentemente en forma instantánea, perocon salidas ordenadas secuencialmente para permitirel desplazamiento del material fragmentado.Los túneles de gran sección se atacan en dos fases, laprimera que comprende la parte superior (top heading)de la manera descrita anteriormente y la segunda, quecomprende a la parte inferior que se dispara por banqueo,normalmente por tajadas verticales secuenciadas.3 000 m/s para evitar el efecto canal en los explosivosencartuchados dentro de taladros de mayor diámetro(fenómeno que consiste en que los gases de explosiónempujan al aire alojado entre la columna de explosivoy la pared de taladro, comprimiendo a los cartuchospor delante del frente de la onda de choque yaumentando su densidad al punto de hacerlosinsensibles a detonación).Por ejemplo, el área de núcleo que es comparablegeométricamente a las voladuras de banco, requierecargas específicas de explosivo de entre cuatro y diezveces superiores, sea por disponerse de menor espaciopara esponjamiento o naturales errores deperforación.La única superficie libre en voladura de túneles,piques o chimeneas viene a ser el frente de ataque,por lo que ésta se efectúa en condiciones de granconfinamiento. Cuanto más pequeña sea el área delfrente, la roca estará más confinada, requiriéndosepor tanto mayor carga específica de explosivo porm3a romper cuanto más reducida sea la sección avolar.Como las dimensiones del burden y espaciamientoson cortas, especialmente en el área del arranque,los explosivos deberán ser lo suficientementeinsensibles para evitar la transmisión de la detonaciónpor simpatía, pero sí tener una velocidad dedetonación lo suficientemente elevada, superior aCAPÍTULO 9
    • 192Según las dimensiones de un túnel y el diámetro de lostaladros, el área de la cavidad de arranque puede serde 1 a 2 m2, normalmente adecuada para facilitar lasalida de los taladros del núcleo hacia ella, pero contaladros de diámetros mayores el área necesaria puedellegar a 4 m2.La profundidad del corte deberá ser igual a la estimadapara el avance del disparo, cuando menos. Laubicación influye en la facilidad de proyección delmaterial roto, en el consumo de explosivo y el númerode taladros necesarios para el disparo. Por lo general,si se localiza cerca de uno de los flancos (a) se requerirámenos taladros en el frontón; cerca al techo (b)proporciona buen desplazamiento y centrado de la pilade escombros, pero con mayor consumo de explosivo;al piso (c) es conveniente sólo cuando el material puedecaer fácilmente por desplome. En general, la mejorubicación es al centro de la sección ligeramente pordebajo del punto medio (d).Métodos de corteCorresponden a las formas de efectuar el disparo enprimera fase para crear la cavidad de corte, quecomprenden dos grupos:1. Cortes con taladros en ángulo o cortes en diagonal.2. Cortes con taladros en paralelo.Cortes en diagonalLa efectividad de los cortes en diagonal consiste enque se preparan en forma angular con respecto alfrente del túnel, lo que permite que la roca se rompa ydespegue en forma de “descostre sucesivo” hasta elfondo del disparo. Cuanto más profundo debe ser elavance, tanto más taladros diagonales deben serperforados en forma escalonada, uno tras otroconforme lo permita el ancho del túnel.Estos cortes se recomiendan sobre todo para roca muytenaz o plástica por el empuje que proporcionan “desdeatrás”. También para las que tienen planos de roturadefinidos, ya que dan mayor alternativa que el corteparalelo para atacarlas con diferentes ángulos.Cortes o arranquesEl principio de la palabra voladura de túneles reside,por tanto, en la apertura de una cavidad inicial,denominada corte, cuele o arranque, destinada acrear una segunda cara libre de gran superficie parafacilitar la subsiguiente rotura del resto de lasección, de modo que los taladros del núcleo y dela periferia pueden trabajar destrozando la rocaen dirección hacia dicha cavidad.Al formarse la cavidad el frente cerrado del túnelse transforma en un “banco anular”, donde losfactores de cálculo para el destroce seránsemejantes a los empleados en un banco desuperficie, pero como ya se mencionó, exigiendocargas considerablemente mayores para desplazarel material triturado.CAPÍTULO 9
    • 193En su mayoría se efectúan con perforadoras manualesy su avance por lo general es menor en profundidadque con los cortes en paralelo (45 y 50% del ancho deltúnel), pero tienen a su favor la ventaja de que no se“congelan” o “sinterizan” por exceso de carga oinadecuada distancia entre taladros, como ocurrefrecuentemente con los cortes paralelos.Es indispensable que la longitud y dirección de lostaladros sean proyectadas de tal forma que el corte seubique simétricamente a una línea imaginaria y queno se perfore excesivamente. Se disponen por parejas,debiendo tender casi a juntarse en la parte másprofunda para permitir un efecto combinado de lascargas, esto especialmente en rocas difíciles de romper(duras, estratificadas, etc.). Son más incómodos paraperforar porque el operador tiene que verimaginariamente cómo están quedando ubicados yorientados los taladros, para evitar que se intercepten.Respecto a la carga explosiva, los taladros de arranque,es decir los más cercanos a la cara libre, no requierenuna elevada densidad. Ésta puede disponerse más bienen los más profundos para tratar de conseguir algunarotura adicional que compense la natural limitacióndel avance debido a la propia perforación. Estos cortesson mayormente aplicados en túneles y galerías decorta sección con taladros de pequeño diámetro. Losconsumos promedio varían en cifras tan extremas como0,4 a 1,8 kg/m3.Además de túneles, los cortes angulares especialmenteen cuña y abanico permiten abrir la rotura inicial enfrentes planos sin cara libre, como es el caso deapertura de zanjas, pozos, etc.Estos cortes pueden clasificarse en tres grupos:1. Corte en cuña de ejecución vertical (wedge cut), corteen cuña de ejecución horizontal (“v” o “w”) y cortepiramidal. En los tres casos los taladros sonconvergentes hacia un eje o hacia un punto al fondode la galería a perforar.2. Corte en abanico (fan cut) con diferentes variantes.En este caso los taladros son divergentes respectoal fondo de la galería.3. Cortes combinados de cuña y abanico o paralelo yabanico.La geometría de arranque logrado con los cortesangulares básicos se muestran en las siguientes figuras:1. Corte en pirámide o diamante (center cut)Comprende a cuatro o más taladros dirigidos en formade un haz convergente hacia un punto comúnimaginariamente ubicado en el centro y fondo de lalabor a excavar, de modo que su disparo instantáneocreará una cavidad piramidal.Este método requiere de una alta concentración decarga en el fondo de los taladros (apex de la pirámide).Se le prefiere para piques y chimeneas. Según ladimensión del frente puede tener una o dos pirámidessuperpuestas. Con este corte se pueden lograr avancesde 80% del ancho de la galería; su inconveniente esla gran proyección de escombros a considerabledistancia del frente.CAPÍTULO 9
    • 1943. Corte en cuña de arrastre (drag o draw cut)Es prácticamente un corte en cuña efectuado a nivel delpiso de la galería de modo que el resto del destroce dela misma sea por desplome. Se emplea poco en túneles,más en minas de carbóno en mantos de roca suave.2. Corte en cuña o en “v” (wedge cut)Comprende a cuatro, seis o más taladros convergentespor pares en varios planos o niveles (no hacia un solopunto) de modo que la cavidad abierta tenga la formade una cuña o “trozo de pastel”. Es de ejecución másfácil aunque de corto avance especialmente en túnelesestrechos, por la dificultad de perforación.La disposición de la cuña puede ser en sentidovertical horizontal.El ángulo adecuado para la orientación de lostaladros es de 60 a 70°.Es más efectivo en rocas suaves a intermedias,mientras que el de la pirámide se aplica en rocasduras o tenaces.CAPÍTULO 9
    • 1954. Corte en abanico (fan cut)Es similar al de arrastre pero con el corte a partir deuno de los lados del túnel, disponiéndose los taladrosen forma de un abanico (divergentes en el fondo).También se le denomina “corte de destroce” porque sebasa en la rotura de toda la cara libre o frente deataque del túnel.Poco utilizado, requiere cierta anchura para conseguiravance aceptable.5. Corte combinado de cuña y abanicoUsualmente recomendado para roca tenaz y dura,hasta elástica. Útil y muy confiable, aunque es difícilde perforar.5. Cortes en paraleloComo su nombre lo indica, se efectúan con taladrosparalelos entre sí. Se han generalizado por el empleocada vez mayor de máquinas perforadoras tipo Jumbo,que cuentan con brazos articulados en forma depantógrafo para facilitar el alineamiento y dar precisiónen la ubicación de los mismos en el frente de voladura.Los taladros correspondientes al núcleo y a la periferiadel túnel también son paralelos en razón de que esvirtualmente imposible perforar en diagonal con estasmáquinas. Todos tienen la misma longitud llegando alpretendido fondo de la labor.El principio se orienta a la apertura de un hueco centralcilíndrico, que actúa como una cara libre interior de lamisma longitud que el avance proyectado para eldisparo. La secuencia de voladura comprende tresfases; en la primera son disparados casisimultáneamente los taladros de arranque para crearla cavidad cilíndrica; en la segunda los taladros deayuda del núcleo rompen por colapso hacia el eje delhueco central a lo largo de toda su longitud, ampliandocasi al máximo de su diseño la excavación del túnel,tanto hacia los flancos como hacia el fondo; por últimosalen los taladros de la periferia (alzas, cuadradores yarrastres del piso) perfilando el túnel con una acciónde descostre. El perfil o acabado final de la paredcontinua del túnel depende de la estructura geológicade la roca, básicamente de su forma y grado defisuramiento natural (clivaje, diaclasamiento,estratificación) y de su contextura.El hueco central debe tener suficiente capacidad paraacoger los detritos creados por el disparo de losprimeros taladros de ayuda cercanos, teniendo encuenta el natural esponjamiento de la roca triturada,de modo que se facilite la expulsión (trow) del materialde arranque, después de las segundas ayudas y lostaladros periféricos.Para diferentes diámetros de taladros se requierendiferentes espaciamientos entre ellos. Es importante laprecisión de la perforación para mantener estosespacios y evitar la divergencia o convergencia de lostaladros en el fondo con lo que puede variar el factorde carga. La densidad y distribución de la columna deexplosivo, en muchos casos reforzada, así como lasecuencia ordenada de las salidas son determinantespara el resultado del corte.Usualmente los taladros de arranque se disparan conretardos de milisegundos y el resto del túnel conretardos largos, aunque en ciertos casos losmicroretardos pueden ser contraproducentes.Estos cortes son aplicados generalmente en rocahomogénea y competente, son fáciles y rápidos deejecutar pero como contraparte no siempre dan elresultado esperado, ya que cualquier error en laperforación (paralelismo y profundidad), en ladistribución del explosivo o en el método de encendidose reflejará en mala formación de la cavidad, o en lasinterización (aglomeración) de los detritos iniciales queno abandonan la cavidad a su debido tiempo,perjudicando la salida de los taladros restantes. Si lacarga explosiva es demasiado baja el arranque noromperá adecuadamente, y si es muy elevada la rocapuede desmenuzarse y compactar malogrando el cortelo que afectará todo el disparo.CAPÍTULO 9
    • 196Además del corte cilíndrico con taladros paralelos seefectúan otros esquemas, como corte paraleloescalonado, con el que se procura conseguir un huecoo tajada inicial de geometría cuadrangular y deamplitud igual al ancho de la labor, cuyo desarrollocomprende un avance escalonado o secuencial portajadas horizontales o escalones, con taladros delongitudes crecientes intercalados, que se disparan endos fases; una primera que comprende taladros al pisoperforados y cargados en toda su longitud desde lacara libre hasta el fondo de avance, superpuestos aespacios determinados por otros distribuidos en“planos“ cada vez más cortos hasta llegar al techo conuna longitud promedio de 30 a 60 cm, y una segundainversa con los taladros más largos al techo, terminandocon los más cortos al piso.El disparo de la primera fase rompe la mitad del túnelpor desplome, dejando un plano inclinado comosegunda cara libre, sobre la que actuarán los taladrosde la segunda fase por acción de levante.Estos cortes son adecuados para rocas estratificadas,mantos de carbón, rocas fisuradas o incompetentes.CAPÍTULO 9
    • 197Tipos de cortes paralelosLos esquemas básicos con taladros paralelos son:- Corte quemado.- Corte cilíndrico con taladros de alivio.- Corte escalonado por tajadas horizontales.Todos ellos con diferentes variantes de acuerdo a lascondiciones de la roca y la experiencia lograda endiversas aplicaciones.Corte quemadoComprende a un grupo de taladros de igual diámetroperforados cercanamente entre sí con distintos trazoso figuras de distribución, algunos de los cuales nocontienen carga explosiva de modo que sus espaciosvacíos actúan como caras libres para la acción de lostaladros con carga explosiva cuando detonan.El diseño más simple es de un rombo con cinco taladros,cuatro vacíos en los vértices y uno cargado al centro.Para ciertas condiciones de roca el esquema se inviertecon el taladro central vacío y los cuatro restantescargados.También son usuales esquemas con seis, nueve y mástaladros con distribución cuadrática, donde la mitadva con carga y el resto vacío, alternándose en formasdiferentes, usualmente triángulos y rombos. Esquemasmás complicados, como los denominados cortessuecos, presentan secuencias de salida en espiral ocaracol.NotaComo los taladros son paralelos y cercanos, lasconcentraciones de carga son elevadas, por lo queusualmente la roca fragmentada se sinteriza en la parteprofunda de la excavación (corte), no dándose así lascondiciones óptimas para la salida del arranque, comopor lo contrario ocurre con los cortes cilíndricos.Los avances son reducidos y no van más allá de 2,5 mpor disparo, por lo que los cortes cilíndricos sonpreferentemente aplicados.CAPÍTULO 9
    • 198Corte cilíndricoEste tipo de corte mantiene similares distribuciones queel corte quemado, pero con la diferencia que influyeuno o más taladros centrales vacíos de mayor diámetroque el resto, lo que facilita la creación de la cavidadcilíndrica.Normalmente proporciona mayor avance que el cortequemado.En este tipo de arranque es muy importante el burdeno distancia entre el taladro grande vacío y el máspróximo cargado, que se puede estimar con la siguienterelación: B = 0,7 x diámetro del taladro central (elburden no debe confundirse con la distancia entrecentros de los mismos, normalmente utilizada).En el caso de emplear dos taladros de gran diámetrola relación se modifica a: B = 0,7 x 2 diámetro central.Una regla práctica indica que la distancia entre taladrosdebe ser de 2,5 diámetros.Cómo determinar los cálculos para perforación ycarga1. Estime un diámetro grande en relación con laprofundidad de taladro que permita al menos unavance de 95 % por disparo.Como alternativa perfore varios taladros depequeño diámetro de acuerdo con la siguientefórmula:Ø1= Ø2x Ö ndonde:Ø1: diámetro grande supuesto.Ø2: diámetro grande empleado.n : número de taladros grandes.2. Calcule el burden máximo en relación con eldiámetro grande de acuerdo a la siguiente fórmula:Primer cuadrilátero: B ~ 1,5 Ødonde:B : burden máximo = distancia del huecogrande al hueco pequeño, en m.Ø : diámetro del hueco grande.Para cuadriláteros subsiguientes: B ~ Adonde:B : burden máximo, en m.A : ancho de apertura o laboreo, en m.3. Siempre calcule la desviación de la perforación,para lo cual una fórmula adecuada es la siguiente:F = B (0,1 ± 0,03 H)donde:F : desviación de la perforación, en m.B : burden máximo, en m.H : profundidad del taladro, en m.Para obtener el burden práctico, reducir el burdenmáximo por la desviación de la perforación (F).4. Siempre perfore los taladros según un esquemaestimado.Un taladro demasiado profundo deteriora la roca,y uno demasiado corto deja que parte de la rocano se fracture. Así, las condiciones desmejoran parala siguiente ronda disminuyendo el avance pordisparo como resultado final.5. Calcule siempre las cargas en relación con elmáximo burden y con cierto margen de seguridad.6. Seleccione el tiempo de retardo de manera que seobtenga suficiente tiempo para que la roca sedesplace. Los dos primeros taladros son los másimportantes.7. Factores a considerar para conseguir óptimoresultado cuando se emplean cortes paralelos.CAPÍTULO 9
    • 199CAPÍTULO 9
    • 200CAPÍTULO 9
    • 201Diseño básico para voladura subterránea entúnelEl trazo o diagrama de distribución de taladros y de lasecuencia de salida de los mismos presenta numerosasalternativas, de acuerdo a la naturaleza de la roca y alas características del equipo perforador, llegando enciertos casos a ser bastante complejo.Como guía inicial para preparar un diseño básico devoladura en túnel mostramos el ya conocido métodode cuadrados y rombos inscritos, con arranque por cortequemado en rombo, y con distribución de los taladrosy su orden de salida.Distribución y denominación de taladrosLos taladros se distribuirán en forma concéntrica, conlos del corte o arranque en el área central de lavoladura, siendo su denominación como sigue:1. Arranque o cuelesSon los taladros del centro, que se disparan primeropara formar la cavidad inicial. Por lo general se cargande 1,3 a 1,5 veces más que el resto.2. AyudasSon los taladros que rodean a los taladros de arranquey forman las salidas hacia la cavidad inicial. De acuerdoa la dimensión del frente varía su número y distribucióncomprendiendo a las primeras ayudas (contracueles),segunda y terceras ayudas (taladros de destrozo ofranqueo). Salen en segundo término.3. CuadradoresSon los taladros laterales (hastiales) que forman losflancos del túnel.4. Alzas o techosSon los que forman el techo o bóveda del túnel.También se les denominan taladros de la corona. Envoladura de recorte o smooth blasting se disparan juntosalzas y cuadradores, en forma instantánea y al finalde toda la ronda, denominándolos en general,“taladros periféricos”.5. Arrastre o pisosSon los que corresponden al piso del túnel o galería;se disparan al final de toda la ronda.Número de taladrosEl número de taladros requerido para una voladurasubterránea depende del tipo de roca a volar, del gradode confinamiento del frente, del grado defragmentación que se desea obtener y del diámetro delas brocas de perforación disponibles; factores queindividualmente pueden obligar a reducir o ampliar lamalla de perforación y por consiguiente aumentar odisminuir el número de taladros calculadosteóricamente. Influyen también la clase de explosivo yel método de iniciación a emplear.Se puede calcular el número de taladros en formaaproximada mediante la siguiente fórmula empírica:N°tal. = 10 x √A x Hdonde:A : ancho de túnel.H : altura del túnel.CAPÍTULO 9
    • 202EjemploPara un túnel de 1,80 m x 2,80 m = 5,04 m2N°tal. = √5 x 10 = 2,2 x 10 = 22 taladrosO en forma más precisa con la relación:N° t = (P/dt) + (c x S )donde:P : circunferencia o perímetro de la sección deltúnel, en m, que se obtiene con la fórmula:P = √A x 4dt : distancia entre los taladros de la circunferenciao periféricos que usualmente es de:Dureza de roca Distancia entre taladros(m)Tenaz 0,50 a 0,55Intermedia 0,60 a 0,65Friable 0,70 a 0,75c : coeficiente o factor de roca, usualmente de:Dureza de roca Coeficiente de roca(m)Tenaz 2,00Intermedia 1,50Friable 1,00S : dimensión de la sección del túnel en m2(caralibre)Ejemplopara el mismo túnel de 5 m2de área, en rocaintermedia, donde tenemos:P = √5 x 4 = 2,2 x 4 = 8,8dt = 0,6c = 1,5S = 5 m2Aplicando la fórmula: N°t = (P/dt) + (c x S),Tenemos:(8,8/0,6) + (1,5 x 5) = 14,7 + 7,5 = 22 taladros.Distancia entre TaladrosSe determinan como consecuencia del número detaladros y del área del frente de voladura.Normalmente varían de 15 a 30 cm entre losarranques, de 60 a 90 cm entre los de ayuda, y de 50a 70 cm entre los cuadradores.Como regla práctica se estima una distancia de 2 pies(60 cm) por cada pulgada del diámetro de la broca.Los taladros periféricos (alzas y cuadradores) se debenperforar a unos 20 a 30 cm del límite de las paredesdel túnel para facilitar la perforación y para evitar lasobrerotura. Normalmente se perforan ligeramentedivergentes del eje del túnel para que sus topespermitan mantener la misma amplitud de sección enla nueva cara libre a formar.Longitud de taladrosSerá determinada en parte por el ancho útil de lasección, el método de corte de arranque escogido ypor las características del equipo de perforación. Concorte quemado puede perforarse hasta 2 y 3 m deprofundidad, mientras que con corte en “V” sólo sellega de 1 a 2 m de túneles de pequeña sección. Paracalcular la longitud de los taladros de corte en V, cuñao pirámide se puede emplear la siguiente relación:L = 0,5 x √SDonde:S : es la dimensión de la sección del túnel en m2.Cantidad de CargaDepende de la tenacidad de la roca y de la dimensióndel frente de voladura. Influyen: el número, diámetroy profundidad de los taladros y el tipo de explosivo einiciadores a emplear.Se debe tener en cuenta que la cantidad de explosivopor m2a volar disminuye cuanto más grande sea lasección del túnel, y también que aumenta cuanto másdura sea la roca.En términos generales puede considerarse los siguientesfactores en kg de explosivos/m3de roca.En minería los consumos de dinamita varíangeneralmente entre 300 a 800 g/m3.Como generalidad, pueden considerar los siguientesfactores para:Tipo de roca Factor(kg/m3)Muy difíciles 1,5 a 1,8Difíciles1,3 a 1,5Fáciles1,1 a 1,3Muy fáciles 1,0 a 1,2En donde podemos considerar:- Rocas muy difíciles: granito, conglomerado,arenisca.- Rocas difíciles: arenisca sacaroide, arenaesquistosa.- Rocas fáciles: esquisto, arcilla, esquistos arcillosos,lutita.- Rocas muy fáciles: arcilla esquistosa o rocas muysuaves.Valores estimados para galería con una sola cara libre,para disparos con 2 caras libres se pueden considerarvalores de 0,4 a 0,6 kg/m3.Distribución de la carga1. Movimiento de rocaVolumen (V) = S x Ldonde:V : volumen de roca.CAPÍTULO 9
    • 203S : dimensión de la sección, en m2.L : longitud de taladros, en m.Tonelaje (t) = (V) x ρdonde:ρ : densidad de roca, usualmente de 1,5 a 2,5(ver tablas).2. Cantidad de carga(Qt) = V x kg/m3donde:V : volumen estimado, en m3.kg/m3: carga por m3(cuadro posterior)3. Carga promedio por taladroQt/N°tdonde:Qt : carga total de explosivo, en kg.N°tal. : número de taladros.En la práctica, para distribuir la carga explosiva, demodo que el corte o cual sea reforzado, se incrementade 1,3 a 1,6 veces la “carga promedio” en los taladrosdel arranque, disminuyendo en proporción las cargasen los cuadradores y alzas (que son los que menostrabajan, ya que actúan por desplome).Características de los taladros de destroceResumen1. Carga de fondo = L/3, donde L = longitud deltaladro (para las alzas: L/6).2. Burden (B) no mayor de (L – 0,40)/2.3. Espaciamiento (E) = 1,1 x B hasta 1,2 x B (en loscuadradores).4. Concentración de carga de fondo (CF) para:Diámetro de taladro Carga específica(mm) (kg/m3)30 1,140 1,350 1,55. Concentración de carga de columna (CC) = 0,5 xCF, en kg/m3.6. Longitud del taco (T) = 0,5 x B, (en arrastres 0,2 x B).El esquema geométrico general de un corte de cuatrosecciones con taladros paralelos se indica en lasiguiente figura.La distancia entre el taladro central de alivio y lostaladros de la primera sección no debería exceder de1,7 x D2para obtener una fragmentación y salidasatisfactoria de la roca. Las condiciones defragmentación varían mucho, dependiendo del tipo deexplosivo, características de la roca y distancia entrelos taladros cargados y vacíos.Para un cálculo más rápido de las voladuras de túnelcon cortes de taladros paralelos de cuatro secciones sepuede aplicar la siguiente regla práctica:Una regla práctica para determinar el número de secciones es que la longitud del lado de la última sección B seaigual o mayor que la raíz cuadrada del avance.CAPÍTULO 9
    • 204Profundidad de los taladrosEn el corte de cuatro secciones, la profundidad de lostaladros puede estimarse con la siguiente expresión:L = 0,15 +34,1 x Ø 2- 39,4 x (Ø 2)2donde:L : longitud de taladro, en m.Ø2: diámetro del taladro de alivio, en mm.Cuando se utilizan varios taladros vacíos, la ecuaciónsigue válida haciendoØ2= Ø1√N° tal.donde:Ø2: diámetro de los taladros vacíos, en m.N° tal. : número de taladros.Ø1: diámetro de taladros de producción, en m.La concentración lineal de carga para los taladros delarranque se calcula a partir de la siguiente expresión:q1= 55 x Ø1(B/Ø2)1,5x (B – Ø2/2)(c/0,4)(1/PRPANFO)donde:q1: concentración lineal de carga, en kg/m.Ø1: diámetro de producción, en m.Ø2: diámetro del taladro de alivio, en m.B : dimensión del burden, en m.C : constante de la roca.PRPANFO: potencia relativa en peso del explosivoreferido al ANFO.La potencia es, desde el punto de vista de aplicaciónindustrial, una de las propiedades más importantes,ya que define la energía disponible para producirefectos mecánicos, entre otros y la podríamos obtenerde la siguiente fórmula:PRP ANFO = ((d -Vd2) / (dANFO. V2ANFO))1/3donde:d = densidad de explosivo (g/cm3)Vd= velocidad de detonación del explosivo (m/s)dANFO= densidad del ANFO (g/cm3)VANFO= velocidad de detonación del ANFO (m/s)Ejemplo de cálculo para voladura de tunelCálculo para excavación de un tunel de 1.400 m con10,44 m2de sección, recta con perfil convencional sinrecorte periférico, en roca andesítica, a perforar contaladros de 1 1/4" (32 mm) y 2,40 m de longitud, cortecilíndrico con taladros paralelos. Explosivo, SEMEXSA65 de 1 1/8" x 7", encendido con detonadores noeléctricos de retardo corto para el arranque y de mediosegundo para el núcleo.Cálculo de carga:Cantidad de explosivo1. Volumen de material a mover por disparoV = S x p (área de la sección por profundidadde taladro)V = 10, 44 x 2,40 m = 25 m3de roca pordisparo.2. Número de taladros por secciónNº = R/C + K.S donde:R = circunferencia de la sección en metrosS x 4 = 10,44 x 4 = 12,9C = distancia entre los taladros de circunfe-rencia en metros0,5 para roca dura0,6 para roca intermedia(andesita por ejemplo)0,7 para roca blandaS = dimensión de la sección en m2(= 10,44 m2)K = coeficiente:2 para roca dura1,5 para roca intermedia1 para roca blandaLuego Nº = 12,9/0,6 + 1,5 x 10,44 = 37,2 = 37taladros máximo (cantidad que podrá ser disminuidasi las condiciones del terreno lo permiten)3. Cantidad de carga (factor)De acuerdo a las secciones del túnel y dureza de laroca, se obtiene el promedio en kg de explosivoutilizado por m3de roca movida para cada metrode avance, teniéndose los siguientes casos para rocaintermedia:(a)1a5m22,2a1,8kg/m3(b)5a10m21,8a1,4kg/m3(c)10a20m21,4a1,0kg/m3(d)20a40m21,0 a 0,8kg/m3De acuerdo a los valores en (b) podemos considerarun promedio de 1,6 kg/m3para la sección prevista,lo que da un consumo estimado por disparo de:1,6 kg/m3x 25 m3= 40 kg/m3Siendo el factor de carga por taladro de:40/37 = 1,08 kg/m3por taladro.Según este factor el número promedio de cartuchospor taladros con SEMEXSA 65 en 1 1/8 x 7" y con116 gramos de peso, será de : 1 080 / 116= 9,3cartucho por taladro y: 9,3 x 37 taladros = 344cartuchos por disparo teniendo la caja de SEMEXSA25 kg/m3, 215 cartuchos en promedio, el consumode cajas por disparo será de: 344/215 = 1,6 cajas.Por tanto , el consumo total para el túnel de 1 400m solamente con SEMEXSA será de:- Longitud de taladro = 2,40 m- Avance por disparo, considerando una eficienciade 90% = 2,10m- Número total de disparos: 1.400 / 42,10 m=666- Total de cajas a emplear: 1,60 x 666 = 1 065,5=1 066 cajas4. Distribución de la carga por taladros- Normalmente la longitud de la columna explosivavaría de 1/2 a 2/3 de la longitud total del taladro(1,20 a 1,60 m en este caso), con la cargaconcentrada al fondo.CAPÍTULO 9
    • 205Para asegurar el corte de arranque es recomendablecargar los taladros de arranque 1,3 a 1,6 veces elpromedio calculado, las ayudas 1,1 vez y disminuirproporcionalmente la carga en el resto de taladros.Ejemplo: Si el trazo de arranque lleva cuatro taladroscargados y ocho ayudas, la distribución será:- Carga promedio por taladro 1,08 (anterior)- Arranques = 1,08 x 1,3 = 1,40 kg x 4 taladros= 5,6 kg- Ayudas = 1,08 x 1,1 = 1,18 kg x 8 taladros= 9,44 kg- Cuadradores = 1,40 - 1,08 = 0,321,08 - 0,32 = 0,76 kg por taladroSuponiendo sean ocho taladros = 0,76 x 8 = 6,08kg y así sucesivamente hasta completar la cargatotal estimada anteriormente por disparo (40 kg).Es conveniente sellar los taladros con taco dearcilla de unos 20 a 30 cm compactados, lo queincrementará la eficiencia en un 10%.5. Distribución de los taladrosEl corte de arranque de preferencia se ubicará al centrode la sección. Para mejor distribución de los taladrosde destroce, debe formar una cavidad inicial de 1 a 2m de diámetro, ideal para dar cara libre lateral a lostaladros de ayuda y destroce hacia dicha cavidad.Normalmente al inicio se experimenta con variostrazos de arranque, pero el usual es el corte cilíndrocon un taladro central de alivio, de mayor diámetroque los demás, pero sin carga explosiva (que serála cara libre inicial), rodeado por cuatro o mástaladros de menor diámetro con carga explosivareforzada (arranque).La distancia del taladro de alivio al de arranque máscercanosecalculaaproximadamenteconlasgtefórmula:V= 0,7 diámetro del taladro centralEjemplo 75 mm = 0,7 x 75 = 52 mmSi solamente se perforan taladros de menordiámetro en rombo o paralelos, unos con carga yotros vacíos, la distancia usual entre ellos será de15 a 25 cm.La distancia entre los demás taladros de destrocese determina por su número y el área disponiblepara su distribución, pero generalmente es de0,5 a 0,7 m para los cuadradores y de 0,6 a 0,9 mpara los de ayuda.6. Disparo - tiempos de retardoEn túneles se puede iniciar mediante fulminante-media, detonadores no eléctricos de shock oeventualmente detonadores eléctricos, pero nor-malmente para secciones con corte cilindro seprefieren los no eléctricos de miliretardo.En trazos con uno o dos taladros vacíos al centro,de mayor o igual diámetro que los de producción,se suele rodearlos con cuatro, seis o más taladrosde arranque que se inician con detonadores demilisegundos, de dos formas: taladros opuestoscruzados con el mismo número de retardo eje 2 -2, 3 - 3, 4 - 4, o con series escalonadas intercaladas(ejemplo: 1 - 3 - 5 - 7 - 9 - 11 - 13), para limitarvibraciones y proporcionar mayor empuje alosdetritos del arranque. Esta serie cubrirá tambiéna las primeras ayudas.El resto de taladros: segundas ayudas, cuadradores,alzas y arrastres se dispararán con detonadores demedio segundo en series escalonadas para permitirlassalidasdelcentrohaciafueradebetenerseencuentala recomendación de no emplear tiempos mayores de100 ms entre los tiros, para evitar interferencias.CAPÍTULO 9
    • 206CAPÍTULO 9
    • 207CAPÍTULO 9
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    • 209CAPÍTULO 9
    • 210CAPÍTULO 9
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    • 212CAPÍTULO 9
    • 213MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN MINERÍALos principales métodos de explotación empleados enminería superficial y subterránea son los siguientes:1. Open Pit (Pits) – Tajos y Canteras por bancos acielo abierto.2. Block Caving (BCV) – Hundimiento masivo porbloques.3. Sub Level Stoping (SST – SLS) – Tajeos por subniveles.4. Sub Level Caving (SCV – SLC) – Hundimiento porsubniveles.5. Long Wall Stoping (NLG – LWS) – Cortesmecanizados por fases a lo largo de la cara demantos.6. Room and Pillar (R&P) – Cámara y pilares desostenimiento.7. Shrinkage Stoping (SS) – Tajeos conalmacenamiento provisional, dinámico o estático.8. Cut and Fill (C&F) – Corte y relleno; ascendente odescendente.9. Top Slicing (TOP) – Corte por rebanadas, conhundimiento.10. Square Set (SQS) – Tajeo con sostenimiento porcuadros de madera.También mencionamos:- Realce por chimeneas con taladros largoshorizontales, breasting.- Realce por taladros largos verticales – VCR.- Hundimiento por subniveles con relleno posterior.Los aspectos más importantes para determinar suaplicación son:- La forma y volumen del yacimiento, que comprendea la potencia y buzamiento de vetas y cuerposmineralizados.----- La estabilidad del terreno, pues es algunos casosse requerirá de medios de sostenimiento paramantener abiertas las excavaciones.- Los medios a emplear para la voladura, extraccióny acarreo del material volado.En su preparación y luego en su operación seaplican diversos trazos de voladura: túneles,chimeneas, rampas, bancos, cortes con taladroslargos en abanico y en paralelo. breasting y otrosmás específicos, como los de voladura controlada.Como resultado varios de ellos dejan abiertasgrandes excavaciones o cavernas que deben serestabilizadas con sostenimiento mecánico, rellenocon detritos de roca o relaves.Para el control de daños factibles de ocurrir durantela voladura se requiere de medios de apoyo, comoestudios de mecánica de rocas, control devibraciones y otros.MÉTODOS DE MINADO SUBTERRÁNEONaturalmente soportados Artificialmente soportados No soportadosCámaras y Subniveles y Corte y relleno Cráteres Paredes Hundimientopilares taladros largos (cut and fill verticales Largas (long por(room and (sub level and stoping) en wall mining) subnivelespillar) long hole retroceso (sub levelstoping) (VCR caving)stoping)HundimientoAlmacenamiento en bloqueprovisional (block(shrinkage caving)stoping)CAPÍTULO 9
    • 214CAPÍTULO 9
    • 215CAPÍTULO 9
    • 216MÉTODO DE EXPLOTACIÓN CON TALADROSLARGOSEntre los métodos más conocidos tenemos:- LHB.- Subniveles con taladros en abanico.- VCR.La perforación de taladros largos es la operación másdelicada al aplicarla en un método de explotación, puesel éxito de las voladuras dependerá principalmente deuna buena perforación. El problema más común en laetapa de perforación es la desviación de taladros, queafecta a la malla de perforación establecida.Los tipos de perforaciones de taladros largos son lossiguientes:I. Perforación en anillos.II. Perforación de taladros paralelos.A. Método LHB (long hole blasting)Este método es una aplicación de los principios devoladura en banco a cielo abierto a las explotacionessubterráneas. El método afecta, principalmente, a laoperación de arranque y en cierta medida a lapreparación de las cámaras, puesto que, en general,sólo se trabaja en dos subniveles, uno de perforacióny otro de extracción. Sin embargo, el principio deexplotación es el mismo que en el de Cámaras porSubniveles.Convencionales (Sublevel Stoping)En este método cada cámara se divide en tres sectoresclaramente diferenciados:1. Corte inferior, que cumple las misiones de ser lazona receptora del mineral fragmentado y de crearla cara libre en el fondo de los taladros.2. Sector de taladros largos, donde se perforanlos taladros de gran diámetro, y representa entreel 85 y 90% del tonelaje de la cámara.3. Corte lateral, que sirve como primera cara librevertical para la voladura, tanto del corte inferiorcomo de la zona de taladros largos.El corte lateral, o inicio de sección, se construye a partirde una chimenea con dimensiones que oscilan entre1,8 y 3,5 m, dependiendo de los casos y que puedeser excavada con raise borer o por el método VCR,utilizando la misma perforadora de producción. A partirde la chimenea se crea el corte inferior con taladrosverticales en abanico, generalmente de 65 mm (2 ½”).En el diseño de la malla de perforación para taladroslargos podemos aplicar la fórmula de Langefors:donde:Bmax : burden máximo, en m.Ø : diámetro del taladro, en mm.c : constante de la roca.Se toma generalmente:Dureza de roca Constante de rocaIntermedia 0,3 + 0,75Dura 0,4 + 0,75f : factor de fijación.Tipo de taladro Factor de fijaciónVertical 1,00Inclinado, 3:1 0,90Inclinado, 2:1 0,85E/B : relación entre el espaciamiento y el burden.Dc : densidad de carga, en g/cm3.PRP : potencia relativa en peso del explosivo.Un valor práctico del burden se obtiene a partir delvalor máximo, aplicando una corrección por ladesviación de los taladros y error de emboquillamiento,siendo L la longitud del taladro:B = Bmax – (2 x Ø) – (0,02 x L)El valor del espaciamiento (E) lo sacamos de laexperiencia o lo podemos determinar con la siguienteexpresión:E = 1,25 x BVentajasProporciona mayor seguridad en los trabajos, altaproducción y rendimiento, gran altura de banqueo(hasta 70 m), lo que permite disparar bloques de grantamaño. Menor daño a la roca remanente, con empleode explosivos a granel de menor costo, como Examon.En algunos casos, los taladros largos pasantes de nivela nivel, que se disparan por filas como el banqueo desuperficie, se pueden cebar al centro de manera quela onda iniciadora se reparte hacia arriba y abajosimultáneamente.DesventajaPuede producir dilución del mineral al mezclarse conmaterial estéril. Alto nivel de vibraciones yapelmazamiento del material disparado, por su caídade gran altura.B. Método de subniveles con taladros en abanicoEl sistema es aplicable en yacimientos subverticales (70a 90°) con cajas o hastiales con buenas característicasgeomecánicas. Una vez extraído el mineral, quedancámaras abiertas de grandes dimensiones, similares alas de los métodos VCR y LBH.La perforación en forma de abanicos, se realiza desdelas galerías de preparación de los subniveles con barrasascendentes, descendentes o hacia ambos lados, cuyaslongitudes se adaptan al contorno de la mineralización.Para disminuir los altos costos por labores depreparación, se intenta que los taladros tengan unagran longitud.D dc x PRPBmáx= —— ———————33 c x f x (E/B)CAPÍTULO 9
    • 217Al igual que el método LBH, inicialmente se construyeuna chimenea (creando una cara libre) y posteriormentese disparan los taladros próximos, para abrir la caralibre a todo el ancho del tajeo, luego se disparan lasfilas de producción.Se utilizan voladuras controladas en los límites de lostajeos para reducir los riesgos de accidentes por caídade rocas.Los diámetros de las brocas para este tipo de métodovarían entre 51 a 64 mm (2 a 2 ½”). La separaciónentre secciones de perforación oscila entre 1,2 y 1,8m. El emboquillamiento, orientación y la desviaciónde los taladros, son algunas de las condicionesoperativas para obtener buenos resultados. Por ello,es necesario emplear sistemas de orientación yaccesorios especiales y no perforar taladros conlongitudes mayores a 25 m.El diseño de la malla de perforación se realiza a partirdel factor de carga:0,40Ce = FC + 0,03 L + ————AVEsto está en función de la roca, longitud de perforacióny anchura de voladura, donde:Ce : consumo específico de diseño en el fondodel taladro y en un quinto de la longitud delmismo.Está expresado en kg/m3, de explosivo de altapotencia.FC : Factor de carga base de la roca, calculado apartir de la siguiente tabla:Tipos de roca Consumo específicobase (kg/m3)Fisurada 0,60Con juntas 0,55Fracturada 0,50Relativamentehomogénea 0,45Homogénea y dura 0,40Blanda y homogénea 0,35L : longitud de los taladros, en m.AV : ancho de avance vertical, en m.El esquema en el fondo se calcula a partir de laconcentración lineal de carga q que se espera alcanzar,mediante:q kg/mAe= E x B = ————————CE kg/m3Los valores de burden (B) y espaciamiento (E), cumplenla siguiente relación : (cuando E = 2B suele obtenersebuenos resultados).E = 1,3 a 2BPara disminuir los costos de perforación, espreciso aprovecharla al máximo, basándose ensistemas mecanizados de carga.Los explosivos más usados en voladuras em-pleandotaladros largos son los siguientes:- Dinamitas como carga de fondo. Ejemplo:Gelatinas y Semigelatinas (Semexsa 80 y Semexsa65)- Emulsiones encartuchadas como carga de fondo.Ejemplo Exagel-E en láminas plásticas,Semexsa-E en papel parafinado tipo dinamita.- Examon (ANFO) como carga de columna.Ventajas:Este método se adapta a cuerpos tabulares debuzamiento variable.En la perforación en abanicos o en anillos, es posibledeterminar la longitud del taladro a cargar, medianteuna inspección continua de la lama del taladro, a finde determinar a partir de qué distancia el material esestéril (contacto del mineral con las cajas o techo)Desventajas:Cuando el sector que se perfora en abanico tiene unángulo menor de 360°, la distribución de la energíaen los extremos de dichos abanicos es deficiente yconsecuentemente, la fragmentación y eldesplazamiento son insuficientes.Conforme la distancia entre cargas en un abanicodisminuye, existe un aumento de la probabilidad deque una carga inicie por simpatía o que se insensibilicepor la compresión en la detonación. En cualquier caso,el rendimiento del arranque y los resultados de lavoladura se ven afectados negativamente.C. Método VCR (Cráteres verticales en retroceso)Este método consiste en delimitar la cámara de minerala explotar por un sistema de galerías paralelas a distintonivel, perforando desde una galería superior todos lostaladros pasantes que cubren la cámara ydisparándolos sucesivamente en forma ascendente concargas esféricas (cargas explosivas que cumplen conla expresión “L < 6D”), situadas a una profundidad talque los cráteres formados se solapen, definiendo untecho lo más regular posible. La que según Livingstonepuede calcularse con la siguiente fórmula:3Long. óptima = 0,5 x E x 3 x x P x 10 x D2πCAPÍTULO 9
    • 218donde:E = factor de energía = 1,5 (dependiendo del tipode roca y explosivo)P = grado de compactación de la carga en kg/dm3D = diámetro del taladro, en mm.Al comenzar la operación se tapona el fondo del taladroy se llena con arena hasta una determinada altura,para que selle y sirva de lecho a la carga explosiva, ala que luego de colocada y cebada se cubre por encimacon arena fina o agua como taco inerte (de una longitudde 12 veces el diámetro del taladro). Los demás taladrosse cargan distribuyendo sus columnas escalonadas,aumentando su profundidad con diferencias de 10 a20 cm.El burden debe ser inferior a la profundidad de cargadel taladro central, pero no deben estar de-masiadopróximos entre sí, para evitar problemas por las altasconcentraciones de carga empleadas. Se enciende untaladro a la vez, sobre todo al principio del trabajo.Posteriormente al dominarse el trazo y tipo de rocapueden dispararse varios al mismo tiempo, connúmeros alternos de micro retardo.Cada disparo abrirá primero un cráter en forma decono invertido, ensanchándose luego toda área delfrente de voladura por etapas. El material roto cae haciael piso inferior de donde se retira. De esta forma, concada tiro la chimenea avanza hacia arribadenominándose por ello método de cráteres invertidosen retroceso.De los draw points se extrae sólo el mineral necesariopara que el espacio abierto entre el mineralfragmentado desprendido y el techo de la cámara seasuficiente para preparar y efectuar el próximo disparo(si es excesivo se pueden desprender rocas de las cajaslas que además de ser peligrosas provocan dilucióndel mineral).Los diámetros mas usuales son 110 mm (4,5”) y 161mm (6,5”) para los que por ejemplo se recomendaríalos siguientes parámetros:Para 110 mm ØÁrea del frontón 2,4 x 2,4 mmEspaciamientos 1,20 mSLURREX AP por taladros, por tiro 12,5 kgLongitud atacada 1,5 mAvance estimado 2,15 mPara 161 mm ØÁrea del frontón 3,65 x 3,65 mEspaciamientos 1,80mSlurrex Ap por taladro, por tiro 25,8 kgLongitud atacada 1,8 mAvance estimado 3,0Ventajas:Mayor seguridad para el personal al eliminar el riesgode desplomes, rapidez, buena fragmentación, menorvibración por el menor peso de explosivo por retardo,mayor protección de las cajas ya que el propio materialvolado actúa de sostenimiento en la cámara almacénal piso. Se adapta a yacimientos estrechos del ordende 3 a 10 m de potencia, incluso con inclinaciones nomuy elevadas.No se necesita perforar chimenea de arranque paracara libre, como en los métodos anteriores.Desventajas:Al finalizar la extracción puede desprenderse roca delas cajas produciendo dilución; también existe laposibilidad de hundimiento cuando se llega a lacorona.Comentarios- El uso de taladros largos en cualquiera de losmétodos permite obtener costos operativos másbajos que con otro tipo de perforación. Esto se debeprincipalmente a que permite una altamecanización y a su alto nivel de producción (si elcuerpo mineralizado tiene condiciones adecuadas).- Es necesario realizar un diseño adecuado para lapreparación a fin de sacar el máximo provecho alyacimiento.- En cualquiera de los métodos utilizados, se tieneque tener mucho cuidado con la dilución. Ésta estarápresente por caída de las cajas o por la presenciade bolsonadas de estéril, presentes en los cuerposmineralizados.El principal inconveniente de este tipo de voladuras, esla generación de vibraciones que pueden dañar laboreso instalaciones próximas. Este problema se resuelvemediante la aplicación de cargas con retardosintermedios o con espaciadores de madera.Con un estudio de vibraciones puede determinarsela cantidad máxima de explosivo que puedeconstituir cada carga individual, considerando losiguiente:1. La relación longitud de carga/diámetro debemantenerse por encima de 20 para obtener unabuena fragmentación.2. El volumen de roca situado frente a los retacadosintermedios tiende a desmejorar la fragmentación.CAPÍTULO 9
    • 219CAPÍTULO 9
    • 220CAPÍTULO 9
    • 221VOLADURA DE TAPON (PLUG BLASTING)Este tipo especial de voladura corresponde al disparofinal que se debe efectuar para comunicar un túnel ouna chimenea con una laguna o reservorio con aguapresente en obras de irrigación o hidroeléctricas.Normalmente una voladura por rotura de tapón,produce un violento ingreso de agua y detritos quepueden crear un gran efecto destructor en lasinstalaciones existentes. Por otro lado, si los detritos seacumulan apretadamente pueden obstruir el túnel, porlo que es de norma entramparlos habilitandopreviamente una excavación en el piso del túnel, seabajo el tapón o a la más corta distancia, con capacidadsuficiente para contenerlos, una voladura de tapón(plug blasting) tiene como premisa una sola opciónpara ejecutarse.De acuerdo a las especificaciones del túnel, distancias,condiciones de la roca, instalaciones y otros aspectos,se suele considerar tres alternativas para ejecutar estetrabajo:A. Disparo al aire, con el túnel seco y libre.B. Disparo con el túnel parcialmente inundado.C. Disparo con el túnel totalmente inundado y sellado.Por referencia de experiencias en trabajos similares, seprefiere la tercera opción para limitar la proyeccióndel material roto y disipar la onda expansiva, a pesarde ser la más difícil de preparar. Normalmente, entreel tapón y el agua del túnel queda entrampado uncolchón de aire sujeto a presión, que debe tenerse enconsideración.Dadas las condiciones de dificultad, presencia deagua, riesgo operativo y por la necesidad de asegurarel disparo en una opción, deberá aplicarse losiguiente:a. Sistema de iniciaciónEl disparo debe ser eléctrico, secuencial, con retardosde milisegundos, debido a su precisión y a que esobligatorio comprobarlo antes del tiro, lo que otrossistemas no permiten.Como la voladura tiene que prepararse y quedartotalmente lista para después quedar sumergida porun tiempo no determinado luego de inundar el túnel,deben instalarse otras dos líneas de disparoindependientes, desde el explosor (a ubicar en la bocadel pique) hasta el tapón, con cables unipolaresnuevos, entubados y sujetos preferentemente al techodel túnel para protegerlos al momento de inundarloel túnel.Estas líneas se empalmarían en un punto común en elfrontón a una conexión en serie - paralelo. Todos losempalmes deberán quedar permanentemente aisladosy asegurados, para soportar la inmersión sin pérdidasde corriente.Se colocarán como mínimo dos detonadores del mismonúmero por taladro, uno al fondo y otro a mediacolumna, con entrada independiente para evitar fallas.b. Condiciones de presión y aguaPor las condiciones de presión, agua y por la necesidadde tener una óptima sensibilidad a la iniciación ytransmisión en la columna de carga, el explosivo autilizar debe ser una Gelatina Especial 90, cuya altatenacidad, velocidad y presión de detonación,asegurarán un fuerte efecto brisante necesario pararomper la costra del tapón. Otro tipo de explosivopuede estar sujeto al efecto de desensibilización porpresión (death - pressing) o fallas de transmisión y nodetonar.Por el confinamiento del propio tapón el factor de cargaes elevado, en principìo con rangos usuales de 1,5 a1,8 kg/m3. Como referencia, se puede tener unestimado de la energía requerida considerando parala Gelatina Especial 90 aproximadamente 1.186 cal/g ó 4.969 j/g.El explosivo debe quedar acoplado y herméticamentesellado en el taladro, para ello se recomienda tacoinerte de arcilla mezclada con silicato, presionadofinalmente con un tapón cónico de madera (ranuradopara el pase de los alambres) para mantenerla en sulugar.c. PerforaciónEl trazo de la malla de perforación para la seccióndel tapón puede ser rectangular o circular y está enfunción de la sección del túnel; si ésta es muyreducida será conveniente ampliar la del tapón paraasegurar la profundidad de avance. Se prefiere laperforación con taladros, paralelos considerando elcorte de arranque cilíndrico con dos o más taladrosde alivio. Dependiendo de la amplitud de la secciónpuede perforarse hasta dos arranques con salidasimultánea para lograr rápidamente una mayor caralibre.El aspecto más importante es el espesor del tapón, quetambién está con relación a la sección. Es muyimportante poder determinar con precisión el realespesor de la “costra remanente” entre el fondo de lostaladros y la superficie de contacto con el agua, tantopor la seguridad para el personal como para garantizarque ésta no se romperá totalmente con el disparo.Información al respecto indica espesores de 0,5 m comoadecuados en roca competente.Igualmente importante es determinar si hay materialaluvial suelto yacente sobre la costra del tapón, ya queéste también será colapsado.CAPÍTULO 9
    • 222Éste es uno de los trabajos más riesgosos envoladura, especialmente en las últimas fases deperforación y durante el ensamble del disparo puesla costra delgada puede colapsar en cualquiermomento si la presión de la columna de agua eselevada.CAPÍTULO 9
    • 223CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO10O10O10O10O10
    • 224
    • 225e entiende como tal a la técnica que tiene comofinalidad principal la reducción de pedrones grandes,sean éstos naturales o procedentes de una voladuraprimaria, a fragmentos de menor tamaño mucho másconvenientes y manejables. También para la demoliciónde estructuras menores de concreto. Para ello se puedenaplicar dos medios, según las condiciones y el lugaren que se encuentre el pedrón o la estructura a romper:A. Medios mecánicos: entre los que tenemos:a. Cuñas mecánicas, martillos hidráulicos, sistemacardox y otros.b. Chorro de agua a alta presión.c. Cementos expansivos.d. Bola dinámica.B. Voladura secundaria con explosivos:a. Con perforación de taladros (cachorros).b. Con cargas superficiales (plastas, torpedos).C. Con cargas conformadas direccionales:Los medios mecánicos son limitados en cuanto a surendimiento, pero no presentan explosión ni riesgo deproyecciones, por lo que son una alternativa a lavoladura en casos particulares, como la rotura de rocasen áreas de población, cerca a instalaciones delicadascomo líneas de transmisión, transformadores, puentes,líneas férreas y otras. Con este propósito se describensomeramente.Las cuñas metálicas tradicionales introducidas engrietas y fisuras de la roca, y golpeadas con un martillo,producen partición por cizallamiento y desplazamiento.Como es un método lento, se le ha mejorado mediantelas cuñas hidráulicas como las del sistema Darda. Esteequipo permite, tras perforar primero un taladro,introducir repetidamente una cuña mediante el golpeode un pistón accionado hidráulicamente, hastafragmentar la roca en forma progresiva.CAPITULO 10ROTURA SECUNDARIASLos martillos de percusiónTambién llamados de accionamiento neumático ohidráulico. Disponen de un cincel que golpearepetidamente a la roca hasta conseguir su rotura porastillamiento. El número de golpes necesarios pararomper una piedra depende tanto de la fuerza del golpecomo de la resistencia de la roca. Normalmente seaplican para desatorar parrillas de mineral, montadosen un brazo articulado fijo o móvil. Se les conocetambién como Pickhammers.El sistema cardox consiste en introducir en el taladroun tubo metálico expandible, que contiene una cápsula
    • 226de un producto químico y CO2(dióxido de carbono)depositado en una cámara adyacente a la cápsula. Alser iniciado el producto químico, éste proyecta al CO2a gran presión y velocidad haciéndole actuar contra lasparedes del taladro, agrietando la roca. Otros sistemassimilares contienen una mezcla de polvo de carbón yoxígeno líquido (introducido a último minuto) que al serinflamada por una chispa eléctrica entra en deflagración,actuando contra la roca. Son de uso muy limitado.1. Agua a presiónEste método consiste en perforar un taladro y proyectarluego dentro de él un volumen de unos dos litros deagua a muy alta presión (40 MPa) mediante un cañónde agua (como el Crac 200 de Atlas Copco). El golpedel agua al fondo del taladro a alta velocidad creauna onda de choque, la que al desplazarse hacia atrásproduce una alta presión radial a lo largo del taladrodurante unos pocos segundos, suficientemente capazde agrietar y fracturar al pedrón. También de uso muyeventual.2. Cemento expansivoConsiste en llenar el taladro con un cemento hidrófilo,mezcla de cal y silicatos (ejemplo: calmite) que alhidratarse aumenta de volumen generando presionesexpansivas de un orden de unos 30 MPa, capaces deromper la roca. Normalmente se añade un 25% deagua al cemento al introducirlo al taladro (o a unagrieta) para hacerlo reaccionar. Según su tipo demoraen actuar entre 30 minutos y 15 horas, requiriéndosecomo ejemplo unos 3 kg/m3para rocas tenaces.Son sustancias alcalinas con un pH muy alto, por loque deben manipularse con precaución. Son muyprácticos y no generan proyecciones, pero son costososy de acción muy lenta.3. Bola dinámicaMétodo clásico que se basa en fragmentar la piedra porimpacto, al soltarle una bola o bloque de acero de unas2 a 6 toneladas de peso, suspendiéndola sobre la piedramediante una grúa. Este sistema se aplica especialmenteen demolición y en algunos tajos abiertos.VOLADURA SECUNDARIA (BOULDER BLASTING)El diaclasamiento y otras fisuras naturales de las rocas,o ciertas deficiencias en el disparo primario dan lugara fragmentación irregular con producción de algunospedrones sobredimensionados (bolos, bolones, bancos,boulders), y a irregularidades en el nuevo frente quedeben ser corregidas o reducidas, lo que normalmentese hace mediante otra voladura limitada, denominada“secundaria”. También se aplica a la reducción depedrones naturales producidos por la erosión, sueltoso enterrados.La voladura secundaria normalmente es peligrosa yaumenta los costos generales de producción, por lo quepara prevenirla o limitarla se debe planificarcuidadosamente la voladura primaria, observando endetalle el grado de fisuramiento de la roca, la orientaciónde los sistemas de diaclasas y otros aspectos geológico-estructurales que influyen en la rotura, además desupervisar acuciosamente la perforación, distribución dela carga explosiva y secuencia de encendidos.Entre sus inconvenientes podemos considerar al retrasoen el trabajo de producción, el consumo adicional deexplosivo proporcionalmente con mayor factor de cargaque en la voladura primaria, la proyección de fragmentoso esquirlas a gran distancia y con rumbos impredecibles,vibración del terreno, fuerte concusión y ruido producidospor la acción de la onda de presión en el aire.A. Voladura secundaria con perforación(Block Holing)a. CachorrosTambién denominados taqueos o pop shots. Son taladroscortos de pequeño diámetro, usualmente de 22 mm a51 mm (7/8” a 2” de diámetro) que se perforan haciael centro de gravedad de los pedrones a romper hastauna profundidad entre 1/2 a 2/3 de su espesor, que sedisparan con cargas pequeñas de explosivo.Esta carga dependerá del tamaño y dureza del pedrón,de su tenacidad, o de si tiene planos de particióndefinidos, siendo importante la experiencia previa paradeterminarla cuando no se conoce bien sucomportamiento mecánico, o cuando la operación vaa ser rutinaria.En Norteamérica suele estimarse una carga inicial de2 oz/yd3(56 g por 0,765 m3) para los disparos deprueba (test shots) la que se va ajustandoposteriormente. Una regla práctica es la de considerarfactores entre 0,06 a 0,12 kg/m3. Así por ejemplo, unpedrón de 1 m3podrá ser roto con un taladro de 30cm (1) cargado con 60 ó 80 g de dinamita.La profundidad de los taladros se determina con larelación 1,1 por la mitad de espesor del pedrón (1,1 x0,5 e). En el caso de pedrones enterrados donde no sepuede estimar el espesor, se recomienda perforar hastatraspasarlos, medir la longitud del taladro y luegorellenarlo hasta la mitad con detritos para centrar la cargaexplosiva reforzada; de otro modo será difícil romperlosadecuadamente por estar confinados en el suelo.Los pedrones de hasta 1 m3por lo general requierenun solo taladro al centro; si son más grandes eirregulares necesitarán más taladros, considerándoseusualmente uno por cada 0,7 a 1,1 m2(8 pie2a 12pie2) de área horizontal, estimada en su parte de mayordiámetro. Estos cachorros se ubicarán de modo tal quepuedan reforzar al taladro central. Después decargados y cebados se les debe sellar con un taco dearcilla o detritus y dispararlos simultáneamente.Hay cierta diferencia entre los pedrones procedentes deuna voladura y otros naturales, puesto que los primeroshan sufrido un cierto debilitamiento (en razón de lasmuy elevadas tensiones sufridas), que en cierta formafacilita su posterior destrozo; esto podemos deducirlodel siguiente cuadro, que puede tomarse como guía.CAPÍTULO 10
    • 227Cachorros amortiguados (air cushion pop blasting)Técnica de cachorreo que puede proporcionar algúncontrol sobre el número de fragmentos y la direcciónen que se puedan proyectar.Se perfora un taladro hasta 2/3 o 3/4 del espesor delpedrón, se le introduce una carga explosiva de 50 a60 g/m3y se taponea con arcilla.Deberá centrarse la carga de modo tal que quedeamortiguada por aire. Como taco se emplea arcillasen lugar de arena o detritos por dos razones:- La arcilla por ser adhesiva se fija en la boca deltaladro asegurando la permanencia del colchónde aire, mientras que los detritos se deslizaríansobre la carga, y- Porque la arcilla proporcionará un ligero retrasoentre el tiempo en que el taladro es presurizadopor la explosión y el instante en que la arcilla eseyectada, regulando así en algo el efectofragmentador, mientras que los detritos seríansoplados al primer instante.Para un pedrón de alrededor de 1 m3el mínimo tacodebería ser de aproximadamente 30 cm (12”), ya quesi es menor la carga podrá soplarse limitando su efectorompedor. Según la experiencia que se logre obtenercon diferentes materiales, se podrá regular el gradode fragmentación, teniendo en cuenta que: a menorlongitud de taco aumenta el colchón de aire en eltaladro, rompiéndose la piedra en pocas piezasgrandes, y por lo contrario si se incrementa su longitud,crece el confinamiento de la carga explosiva,rompiéndose en muchos fragmentos pequeños. Paradisparos en lugares de alto riesgo de accidente ydeterioro como en calles de una población, se les debecubrir con una gruesa y pesada malla de voladura(blasting mat) que puede ser hecha con llantas usadas.Las Dinamitas Semexsa y Exadit son comúnmente utilizadas con buen resultado. En ciertos casos en roca friable sepuede aplicar Examon con cebo de Semexsa. EXSA ha desarrollado el Plastex-E, emulsión moldeable y adherente,de muy alto poder rompedor, específicamente para plastas.PEDRONES DE VOLADURA: Carga específica promedio 0,06 a 0,12 kg/m3Tamaño: (Área m2) Espesor Node taladro Profundidad Carga explosiva0,5 m20,8 m 1 40 cm 30 g1,0 m21,0 m 1 50 cm 60 g2,0 m21,0 m 2 60 cm 70 g3,0 m21,5 m 2 80 cm 90 gPEDRONES NATURALES SUELTOS: Carga específica promedio 1 kg /m3Tamaño: (Área m2) Espesor Node taladros Profundidad Carga explosiva0,5 m20,8 m 1 40 cm 50 g1,0 m21,0 m 1 50 cm 100 g2,0 m21,0 m 2 60 cm 100 g3,0 m21,5 m 2 80 cm` 150 gPEDRONES NATURALES ENTERRADOSVolumen (m3) Espesor Profundidad Carga explosiva1,0 m31 m Parte enterrada = 0,5 m x 0,6 m 150 g1,0 m31 m Parte enterrada = 1,0 m x 0,6 m 200 gCAPÍTULO 10
    • 228Nota de seguridadPara volver a disparar un cachorro fallado se debequitar el taco inerte con cuidado y volver a cebar lacarga; si no es seguro y fácil quitar el taco, se le colocaencima una plasta y se dispara, después de un tiempoprudencial se volverá para buscar restos de explosivoque puedan haber quedado.Tanto en cachorros como plastas se debe tener extremocuidado con la proyección de fragmentos (fly rocks),ya que su tamaño, velocidad, dirección de vuelo ydistancia a recorrer son imprevisibles.Para estimar aproximadamente una distancia deproyección que permita en forma tentativa despejar elárea de riesgo alrededor del punto de disparo, se puedeaplicar la siguiente relación presentada como una guíapráctica por el USMTM, del Buró de Minasnorteamericano.- Distancia mínima de vuelo:120 x 3√ QY para cantidades mayores a 500 lb (220 kg) será:- Distancia mínima de vuelo:300 x 3√ QDonde Q es la cantidad de explosivo a utilizar.A continuación se muestra una tabla resultantesimplificada, en pie/lb de explosivo o equivalentes enm/kg (valores intermedios a interpolar):CAPÍTULO 10
    • 229CUADRO DE VALORES DE CARGA APROXIMADOS PARA PLASTASDiámetro de la piedra Carga explosivaDe 300 a 460 mm (12" a 18") = 115 g (4 oz)De 460 a 600 mm (18" a 24") = 170 g (6 oz)De 600 a 760 mm (24" a 30") = 230 g (8 oz)De 760 a 900 mm (30" a 36") = 280 a 340 g (10 a 12 oz)De 900 a 1.070 mm (35" a 42") = 340 a 455 g (12 a 16 oz)ExplosivoDistancia(Libras) (Pies) (Libras) (Pies)1 a 28 910 80 1.29030 930 85 1.31035 977 90 1.34540 1.020 100 1.40045 1.057 125 1.50050 1.104 150 1.60055 1.141 200 1.75060 1.170 300 2.00065 1.200 400 2.20070 1.225 500 2.400B. Voladura secundaria sin perforaciónEsta voladura comprende a las plastas, cargas deconcusión o taqueos (mud capping, concussion charges,plaster blasting)Son un medio fácil para romper grandes piedras dondela perforación no es factible o es costosa. Consisten encargas explosivas cebadas que se colocan directamenteen contacto con la superficie de la piedra, cubiertascon una gruesa capa de arcilla o barro presionada amano, para confinarlas, que se disparan con cualquierade los sistemas de iniciación conocidos.Según sea necesario pueden comprender a uno o máscartuchos completos, o preferentemente a su masa peladay moldeada a mano para adaptarla a una mayor superficiede la piedra. Con los cartuchos el efecto de impacto sobrela piedra es lineal, reducido, mientras que el de la mismacarga moldeada es real, mucho mayor y efectivo.La capa de arcilla debe ser bastante gruesa paraprocurar el mejor confinamiento, ya que sólo seaprovecha una mínima proporción de la energía de laexplosión, 10 a 20%, el resto se disipa en el airecausando una gran concusión (golpe de presión en elaire) traducida en fuerte ruido. A falta de arcilla puedeutilizarse relave, tierra o arena húmeda, pero no gravillao pedruscos ya que serán proyectados como esquirlas.Un espesor promedio adecuado es de 10 cm (4”), perodebe ser mayor si el disparo se efectúa cerca ainstalaciones o equipos.El mejor resultado se obtiene con arcilla plástica ligosa,y el peor sin cobertura ya que en este caso el pedrónsólo se descascará superficialmente.Las cargas explosivas empleadas en plastas sonaproximadamente cuatro veces mayores que lasnecesarias para el disparo de cachorros, con factoresentre 1,5 a 2,0 kg/m3. Como la energía útil que sepuede aplicar a la acción de rompimiento es mínimase debe compensar este inconveniente empleandoexplosivos rápidos y de alto brisance, como lasgelatinas, y preferentemente Plastex-E.En la práctica se emplea hasta ANFO, naturalmentecon muy bajo rendimiento y alto consumo del mismopor su baja velocidad y mínimo brisance; debilitadoaún más, por falta de conocimiento de la mecánica detrabajo de estas cargas adosadas, (se practican plastascon o sin mínima cobertura, ejemplo de tierra suelta oarena seca, lo que es un verdadero desperdicio).Las plastas y cachorros individuales, o de poco númerode unidades se pueden disparar con mecha y fulminante,pero cuando se trata de un número considerable. Estemétodo simple puede resultar riesgoso, además de lento,con la posibilidad de que pueda ocurrir una salidaprematura mientras aún éstas se estén encendiendo. Lasolución puede darse por tres alternativas:a. Encendido de las mechas en conjunto mediantemecha rápida y conectores, lo que permite salidarotacional y simultánea de las cargas con un solopunto de inicio.b. Encendido con detonadores eléctricos o de shock,pudiendo ser instantáneo con las cargas, osecuencial si se emplea detonadores con retardo.En este caso se debe considerar el riesgo de laelectricidad estática ambiental.CAPÍTULO 10
    • 230CAPÍTULO 10
    • 231Para el disparo de plastas con cordón detonante serecomienda:1. Colocar el cordón por encima de la carga explosivaen contacto con ella, o pasarlo por su interior. Nocolocarlo por debajo de la plasta como es comúnhacerlo ya que al detonar directamente sobre lasuperficie de la roca, en lugar de iniciarla laarrojará fuera, o la iniciará con energía muydisminuida.2. Cuando hay varias líneas derivadas para plastasdispersas es recomendable unirlas con algunos“puentes” entre ellas, para evitar cortes de latransmisión.En todo proceso de detonación sólo un cebadoadecuado y potente puede asegurar un alto régimende detonación y máximo rendimiento del explosivo,esto es importante para el caso del plasteo ya que lamasa de explosivo involucrada es relativamentepequeña, y en ella la distancia recorrida por la ondade choque desde su punto de origen hasta que lograsu máxima amplitud es muy corta, lo que haceimprescindible lograr un régimen máximo desde supunto de inicio.Una plasta de por si sola transfiere a la roca entre 10y 30% de su energía nominal, si tenemos en cuenta ala merma por el factor de “tiempo-distancia” querequiere recorrer la onda de choque a bajo régimenantes de llegar a su nivel de equilibrio a alto régimen,e iniciarla, esta cifra debe ser aún menor.Según esto, un iniciador de bajo poder podría hacerperder a la plasta quizá hasta un 50% de su 10% deenergía útil de trabajo.Por esta razón se recomienda utilizar iniciadoressuficientemente potentes para compensar esta deficienciainicial, que si bien en un taladro confinado es insignificante,en una plasta sí es significativo, como se quiere mostrar enel gráfico de fases progresivas de detonación.CAPÍTULO 10
    • 232La mejor iniciación la proporciona directamente undetonador o fulminante por su carga puntual yconcentrada, seguida por la que proporciona un cordóndetonante que tiene carga linear axialmente dispersa.En su nivel son más eficientes los de alto gramaje (5 y10P) en nudos gogo, y más pobres los de bajo gramaje(3P) simplemente tendidos sobre la plasta, dependiendoesto naturalmente del tipo de explosivo rompedor a usar.El Plastex-E es recomendable iniciarlo con un nudo,cuyo tamaño dependerá del propio tamaño de laplasta.Por esta razón en los disparos de varias plastas concordón se preferirá emplear tramos de alto gramajeiniciadores, empatados con el de bajo gramaje comolíneas troncales.El cordón iniciador no debe colocarse directamentesobre la roca, sino en la masa de la plasta para noperder energía.Mecánica de trabajoUn cachorro trabaja por efecto expansivo radial, conruptura por tensión súbita interna de la roca quepresenta cara libre integral, la pérdida de energía enel aire es de aproximadamente 10% y el 90% restantetrabaja efectivamente.La plasta por su parte trabaja por efecto compresivopuntual, con deformación plástica inicial hasta quelas tensiones internas producen la ruptura porcomprensión - tensión. La pérdida de energía en elaire es de un 80% mientras que sólo un 20% trabajaefectivamente.Cuando una plasta es disparada, la onda de choqueviaja a través del pedrón y es reflejada al chocar contralas caras libres del mismo. Las ondas de colisiónreflectadas en el interior del pedrón incrementan lasfuerzas internas de tensión hasta el punto de romperlo,si la carga explosiva ha sido adecuada.CAPÍTULO 10
    • 233Los cachorros se aplican por lo general a lospedrones de gran tamaño o de material muy tenaz,donde las plastas no harían gran efecto, y las plastasa los pedrones más pequeños en los que resultamás costoso y lento el cachorreo. Toda mina tendríaasí un determinado porcentaje de voladurasecundaria por cachorreo, quedando el resto paraplasteo. Estableciéndose los límites dimensionalespor experiencia. ambos métodos presentan ventajasy desventajas para cuando se trata de aplicarloscomo mecánica de rutina, entre las quemencionamos:Las plastas requieren de explosivo denso y de altobrisance para su efecto de impacto y para compensarla pérdida de energía al aire. Se recomienda lasgelatinas en general y semigelatinas, (ésta en rocadócil), los cachorros por el natural confinamiento sonmenos exigentes.Conejeras, madrigueras o huecos de culebra(snake holes)Un pedrón enterrado es muy difícil de romper porencima con una plasta o aún con un cachorro, debidoa que las ondas de colisión resultantes no puedenreflejarse contra las caras libres y se disipan en latierra.En este caso es más conveniente colocar la carga pordebajo y en contacto con la piedra mediante un huecoexcavado en el terreno circundante, que se denominahueco de culebra, conejera, etc. la carga explosivaromperá el pedrón, o en el peor de los casos lolevantará.El factor de carga por el natural confinamiento varíausualmente entre 0,8 a 1,5 kg/m.Para romper pedrones grandes semienterrados sepuede aplicar simultáneamente una carga en huecode culebra, por debajo, y una plasta o cachorro porencima. Este método también se aplica para desenterrartocones de árboles.Ventajas de los cachorros- Menor consumo específico de explosivo.- Fragmentación menuda por el efecto rompedorradial.- Menor ruido.Ventajas de las plastas- Menor tiempo de preparación, método rápido.- Menor costo operativo por no requerirperforación.- Menor dispersión de fragmentos.Desventajas de los cachorros- Mayor tiempo de preparación, método lento.- Mayor costo de perforación, consumo debarrenos, aire comprimido, brocas, aceite,tareas y desgaste de máquinas.- Mayor proyección de fragmentos a distancia.Desventajas de las plastas- Mayor consumo específico de explosivo.- Fragmentación relativamente más gruesa.- Mayor ruido.CAPÍTULO 10
    • 234DesatorosAl acumularse piedras o bloques de mineral en lascompuertas o ductos de los echaderos, tolvas oshirinkages de las minas, suelen producirse atoros queinterrumpen el flujo de descarga y pueden paralizar eltrabajo de producción, por lo que deben desatorarsecon rapidez. Este trabajo presenta alto riesgo para elpersonal que debe hacerlo, por lo que se hadesarrollado la técnica de los torpedos o lanzas, (bombshots) que consisten en uno o más cartuchos dedinamita convencional, cebados y amarrados alextremo de una caña o vara larga de madera, con lacual se introducen entre las piedras atoradas y sedisparan, para aflojarlas y reanudar el flujo dedescarga.Estas plastas de contacto no tienen cobertura de arcilla,tanto por el riesgo de exponer al personal a un eventualdeslizamiento del material atacado, como porque elconfinamiento con barro incrementa la violencia de laexplosión, lo que por concusión afectará en mayorgrado a las instalaciones del chute. Se pueden dispararcon fulminante y mecha o con cordón detonante.Cuando existe posibilidad de que por fricción o golpepor las piedras atrapadas pueda ocurrir una explosiónprematura, se preferirá el empleo del cordón teniendoen consideración que el tramo a utilizar esté cortado yseparado del tambor, ya que si la plasta estallaseestando aún el cordón bobinado volará con el tambory todo.Tanto si se utiliza el cordón o mecha, el tramo a empleardebe ser lo bastante largo para proteger al personal.En ambos casos la plasta debe cebarse antes decolocarla en su lugar.Recientemente se están desarrollando cargasconformadas orientables que al explosionar lanzan undardo metálico o disco balístico contra las piedrasatoradas, desde un punto lejano, con suficiente energíapara fragmentarlas y lograr el desatoro, estas aún sonde alto costo, tanto por el molde como por su carga dealto explosivo (TNT). Estas cargas no deterioran lasinstalaciones, pues los discos no explosionan ni causanvibración, pero son aún mucho más costosas que lasplastas convencionales. Trabajan bajo el principio de:distancia x peso x velocidad = fuerza de impactoEjemplos comercialesSica Power Cone (Finlandia): disco de impacto demetal de 3,2 kg hasta 25,5 kg de peso, con alcancede 200 m.Slug Shot (Sudáfrica): disco balístico de cobre de 2 kgde peso, impulsado por una carga cónica de pentolitade 7 kg, alcanza una velocidad de impacto de 2 000m/s que puede astillar y quebrar la roca de hasta 1 mde espesor.Es difícil generalizar factores de carga para los torpedospor tener que aplicarse en diversas condiciones, perocomo usualmente se aplican en instalaciones delicadases recomendable comenzar con cargas muy pequeñashasta encontrar por tanteo un factor patrón paraposteriores desatoros.CAPÍTULO 10
    • 235Cargas conformadas o dirigidas (shapedcharges)))))Son cargas explosivas moldeadas que a semejanza delas plastas se colocan sobre la superficie a romper,normalmente sin cobertura de arcilla. Su aplicación essencilla pues basta colocarlas sobre el pedrón, a rompero sobre un bloque de concreto y dispararlas con undetonador común eléctrico, o también con cordóndetonante. No requieren perforación y casi no producenproyecciones por lo que constituyen un interesantemedio de fragmentación secundaria, pero que sinembargo por diferentes razones, principalmente suelevado costo no ha encontrado aplicacióngeneralizada en minería. Una cobertura de arcillaincrementa su rendimiento pero pierde practicidad.Consisten en moldes cilíndricos o troncocónicos deexplosivo de alta densidad y velocidad (TNT o similares),ahuecados en su base con una cavidad acumuladora,que puede ser de forma cónica, bicónica, osemiesférica, simple o doble. Su masa varía entre 200g y 2 kg según las características del pedrón a romper,teniendo las más comunes entre 350 y 500 g.La configuración geométrica de la cavidad permite laformación de un cachorro de energía dirigido haciaun punto de concentración por debajo de la base delmolde, donde su efecto acumulado producirá roturade la piedra, cuando la masa del explosivo es detonadapor un iniciador ubicado sobre el ápice del huecocónico. Esta acción de chorro perforante o de cargasexplosivas acumuladas se denomina efecto Monroe,en el que se basan también las cargas de corte ydemolición militares, los bazoocas antiataque, laslanzas perforantes para el sangrado de hornos defundición y otros artificios.La geometría de la cavidad es fundamental para laformación y orientación del chorro, de modo que estepueda ser puntual para efecto de penetración o deimpacto para plasteo, y linear para efecto de corte. Elángulo de cono varía según las características de lacarga, el trabajo que deberá efectuar, la altura deincidencia sobre la superficie a romper y otros aspectosque deben considerarse en su diseño, pero por logeneral está entre 30 y 45°.El factor de carga para plasteo varía entre 0,2 y 0,4kg/m3. Como regla usual se tiene:peso de la carga explosiva = (peso de roca)/2donde:El peso de la carga explosiva en gramos y el peso dela roca a romper en kilogramos.CAPÍTULO 10
    • 236CAPÍTULO 10
    • 237CAPÍTULO 10
    • 238EjemplosPilares, bases de puentes, bases demaquinaria, de molinos, etc.Taladros verticales dispersos (1) oconcentrados (2) dependiendo de lospropósitos de la demolición:fragmentación menudao en lajasgruesas.Muros de concreto en edificios de todotipo.Los taladros en lo posible deberán serverticales (3) o con un ángulo de 60°en los lugares donde la perforaciónvertical no es posible (4).Las cargas explosivas deben serpreferentemente reducidas paraamortiguar la onda y limitar laproyección de esquirlas.Muros de contención diversos, presas,etc. (5)La adopción de perforaciónhorizontal combinada conperforación vertical es preferible parademoler estructuras cuya parteinferior es gruesa. Los taladroshorizontales pueden tener un ángulode 45 a 60° respecto a la posiciónhorizontal, en caso necesario. (6)DEMOLICIÓN DE ESTRUCTURAS MENORES DE CONCRETO- Demolición de bases y apoyos para puentes.- Remoción parcial de varios tipos de estructuras de concreto.- Demolición de bases de maquinarias y cimientos de edificios.- Demolición de represas.- Demolición de rompeolas, muelles, pilones u otros.En todos los casos las cargas explosivas serán calculadas de acuerdo a la tenacidad del concreto, estructurainterior con fierros y otras condiciones del bloque.Según la finalidad del trabajo, limitaciones en cuanto al nivel de vibraciones y proyección de fragmentos porproximidad a viviendas o instalaciones delicadas y por las facilidades para limpieza y retiro de los escombros, eldisparo de los taladros será instantáneo o secuencial.CAPÍTULO 10
    • 239CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO11O11O11O11O11
    • 240
    • 241TEORÍA DEL MÉTODOUna carga explosiva convencional acoplada, que llenacompletamente un taladro, al detonar crea una zonaadyacente en la que la resistencia dinámica acompresión de la roca es ampliamente superada,triturándola y pulverizándola. Fuera de esa zona detransición, los esfuerzos de tracción asociados a la ondade compresión generan grietas radiales alrededor detodo el taladro, lo que se denomina fisuramiento radial.Cuando son dos las cargas que se disparansimultáneamente, esas grietas radiales tienden apropagarse por igual en todas direcciones, hasta quepor colisión de las dos ondas de choque en el puntomedio entre taladros, se producen esfuerzos de traccióncomplementarios perpendiculares al plano axial.Las tracciones generadas en ese plano superan laresistencia dinámica a tracción de la roca, creando unnuevo agrietamiento y favoreciendo la propagaciónde las grietas radiales en la dirección de corteproyectado, lográndose esto en especial cuando dostaladros son cercanos. Posteriormente estas grietas seamplían y extienden bajo la acción de cuña de losgases de explosión que se infiltran en ellas. Lapropagación preferencial en el plano axial junto conel efecto de apertura por la presión de gases permitenobtener un plano de fractura definido. Según esto, elmecanismo de trabajo de una voladura de contornocomprende a dos efectos diferentes: uno derivado dela acción de la onda de choque y otro derivado de laacción de los gases en expansión.La presión de gases es clave en la voladura controlada,por lo que se debe tratar de mantenerla hasta quecomplete la unión de las grietas que parten de lostaladros adyacentes. Esto se conseguirá adecuando lalongitud de retacado para evitar el escape prematurode los gases a la atmósfera.CAPITULO 11VOLADURA CONTROLADA Y VOLADURA AMORTIGUADAE l objetivo de la voladura controlada es evitar elrompimiento de la roca fuera de límites previamenteestablecidos, es decir evitar la sobrerotura (overbreak).Es un método especial que permite obtener superficiesde corte lisas y bien definidas, al mismo tiempo queevita el agrietamiento excesivo de la roca remanente,con lo que contribuye a mejorar su estabilidad, aspectomuy importante en trabajos subterráneos de ordenpermanente, para prevención de desplome de techosy otros riesgos, y en superficie para la estabilidad detaludes en cortes de laderas.Consiste en el empleo de cargas explosivas linearesde baja energía colocadas en taladros muy cercanosentre sí, que se disparan en forma simultánea paracrear y controlar la formación de una grieta o planode rotura continuo, que límite la superficie final de uncorte o excavación.En términos generales, si el disparo para este corte esanterior a la voladura principal, se le denomina“precorte o presplitting”, y si es posterior se le conocecomo Recorte, voladura de contorno o voladura suave(smooth blasting); en el caso de túneles también sueledenominarse voladura periférica.Se emplea a menudo para el acabado superficial detúneles de obras hidráulicas o viales, para reducir elconsumo de concreto cuando éstos tienen que sercementados, y en cámaras subterráneas para mejorarel autosostenimiento de techos y paredes. También seaplica para excavaciones precisas para cimentaciónde maquinaria, para piques y chimeneas, para límitefinal de bancos en minería a tajo abierto y para extraergrandes y bien formados bloques de piedra ornamentalen canteras de mármol, caliza marmórea y granito,entre otros.
    • 242CAPÍTULO 11
    • 243DIFERENCIAS ENTRE LA VOLADURA CONVENCIONAL Y LA VOLADURA CONTROLADAEn la práctica el método de voladura controlada requiere de ciertas condiciones que la diferencian delmétodo convencional, como se muestra a continuación:Voladura convencionalLos taladros de voladura normal destrozan laroca por interacción entre sí, con predominiode fracturamiento radial; para lograr este efectoes necesario mantener ciertas condiciones,como:1. Relación de espaciamiento a burden: E = 1,3a 1,5 B.2. Relación de acoplamiento (diámetro de taladroa diámetro de cartucho): máxima de 1,2 a 1,buscando un adecuado confinamiento yatacado del explosivo.3. Distribución de la carga explosiva, ocupandoen promedio los 2/3 de la longitud del taladro(66 %) procurando la mayor concentración decarga al fondo del mismo.4. Uso de taco inerte para retener la explosión enel taladro el mayor tiempo posible, y paramejorar el grado de confinamiento.5. Empleo de explosivo con el mayor brisancey empuje dentro de la relación energía/costo, para las características de la roca.6. Disparo de todos los taladros de la voladurasiguiendo un orden de salida, espaciados entiempo de acuerdo a un esquema desecuencias (arranques, ayudas, cuadradores,alzas, etc.).Voladura controladaA diferencia de los taladros de voladura normal,los de voladura controlada deben espaciarse detal modo, que las fracturas creadas se dirijan a lospuntos de menor resistencia, es decir de taladro ataladro, alineándose para formar un plano de corte,con lo que se disminuye o elimina la formación defracturas radiales. Entre sus condicionesfundamentales tenemos:1. Relación de espaciamiento a burden inversa ala normal; es decir menor espaciamiento queburden, usualmente: E = 0,5 a 0,8 B.2. Explosivo de mucho menor diámetro que el deltaladro para que la relación dedesacoplamiento sea mayor que laconvencional de 2,1 a 1.3. Carga explosiva linear distribuida a todo lolargo del taladro preferentemente con cartuchosacoplables como los de Exsacorte, o en ciertoscasos carga amortiguada con espaciadores.4. Taco inerte solamente para mantener elexplosivo dentro del taladro, no paraconfinarlo.5. Empleo de explosivo de baja potencia yvelocidad, brisance, como el Exacorte yExsasplit.6. Disparo simultáneo de todos los taladros de lalínea de corte, sin retardos entre sí, y sólodespués de la voladura principal. (Esconveniente un intervalo mínimo de 60 a 100ms entre el último taladro de la voladuraprincipal y los taladros de la línea de corteperiférica).7. Mantener el alineamiento y paralelismo de lostaladros, de acuerdo al diseño del corte arealizar, de lo contrario no hay buen resultado.CAPÍTULO 11
    • 244Ventajas de la voladura controladaa. Produce superficies de roca lisas y estables.b. Contribuye a reducir la vibración de la voladuraprincipal y la sobreexcavación, con lo que se reducetambién la proyección de fragmentos y los efectosde agrietamiento en construcciones e instalacionescercanas a la voladura. También facilita eltransporte de los detritus de voladura, por su menortamaño.c. Produce menor agrietamiento en la rocaremanente. Es importante tener en cuenta que lavoladura convencional, según la carga y el tipode roca puede afectar a las cajas techos aprofundidades de hasta 1,50 y 2,00 m debilitandola estructura en general, mientras que la voladuracontrolada sólo la afecta entre 0,20 y 0,50 m,contribuyendo a mejorar el autosostenimiento delas excavaciones.d. En minería puede ser una alternativa para laexplotación de estructura débiles e inestables.Desventajas de la voladura controladaa. Mayor costo que la voladura convencional porrequerir más perforación y empleo de explosivosespeciales o acondicionados a propósito.b. Mayor demora en la obra, por el incremento deltrabajo de perforación.c. En algunos tipos de terreno no llega a dar losresultados esperados, como por ejemplo enmaterial detrítico incompetente o deleznable.Mejores resultados por lo general se obtienen enrocas homogéneas y competentes.Son varias las técnicas para voladura controladadesarrolladas en los últimos años, muchas vecesespecíficamente para un problema particular, pero lasmás aplicadas son:¨ Voladuras de precorte¨ Voladura de recorte¨ Voladuras amortiguadas,Estas técnicas se efectúan tanto para trabajossubterráneos como en superficie.VOLADURA DE PRECORTEConsiste en crear en el cuerpo de roca unadiscontinuidad o plano de fractura (grieta continua)antes de disparar la voladura principal o de producción,mediante una fila de taladros generalmente depequeño diámetro, muy cercanos, con cargasexplosivas desacopladas y disparos instantánea.El disparo de los taladros de precorte también puedehacerse simultáneamente con los de producción, peroadelantándonos una fracción de tiempo de 90 a 120ms, el disparo es pues en dos etapas.Normalmente es necesario efectuar algunos disparosde prueba para conocer el comportamiento de la rocay ajustar parámetros, pero como guía puede aplicarsealgunas ecuaciones propuestas para el caso, como lasde C. Konya, así:El factor de carga por pie de taladro que no causedaño a la roca, pero que produzca suficiente presióncomo para crear la acción de corte se puede estimarpor:q = Ø 2/ 28donde:q : carga de explosivo por pie de taladro (lb/pie).Ø : diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas.Si se aplica este factor de carga, el espaciamiento entrelos taladros de precorte será determinado por laecuación:E = 10 x Ødonde:E : espaciamiento, en pulgadas.Ø : diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas.La constante 10 se aplica para asegurar que la distanciano sea excesiva y que el corte ocurra, pero segúnexperiencia puede llevarse a 12 ó 14.Estos valores por norma deben darse en el equivalentemétrico. En la mayoría de aplicaciones de precorte nose estila sobreperforación. En algunos casos se aplicauna carga concentrada de 2 a 3 veces al fondo deltaladro, en otros toda la columna es desacoplada, esdecir de baja energía y de menor diámetro que el deltaladro.Existen diferentes criterios respecto a la necesidadesde taquear o no los taladros, y sobre la longitud deltaco teniendo en cuenta la necesidad de mantenerretenidos los gases de explosión en los taladros.Usualmente las rocas competentes no requieren tacomientras que sí son necesarios en las rocas fisuradas eincompetentes.El precorte se aplica preferentemente en bancos desuperficie para delimitar sectores, para cortar bloques;para evitar una excesiva sobrerotura hacia atrás (backbreak) y para formar los taludes finales del pit.VOLADURA DE RECORTEConsiste en la voladura de una fila de taladroscercanos, con cargas desacopladas, pero después dela voladura “principal” o de producción.El factor de carga se determina de igual forma quepara los taladros de precorte, pero como esta técnicaimplica el arranque de roca hacia un frente libre, elespaciamiento normalmente es mayor que en elprecorte, pudiendo ser determinado por la ecuación:E =16 x Ødonde:CAPÍTULO 11
    • 245E : espaciamiento.Ø : diámetro del taladro vacío.El disparo es también en dos etapas, primero lostaladros de producción y después, con una diferenciade unos 100 ms, los de recorte.Las condiciones de confinamiento de ambas sondiferentes, en el precorte mientras no sale la voladuraprincipal en burden es infinito, en tanto que en el recorteel burden tiene una distancia definida y razonable,después de haber salido la voladura principal, de modoque puede ser estimado en el diseño de la voladura.El burden debe ser mayor que el espaciado paraasegurar que las facturas se “encadenen”apropiadamente entre los taladros antes que el bloquede burden se desplace, pudiendo estimar con laecuación:B = 1,3 x Edonde:B : burden o línea de menor resistencia.E : espaciado entre taladros.Cuando los taladros de recorte tienen el mismodiámetro que los de producción la técnica se conocecomo Trim Blasting.VOLADURA AMORTIGUADAEs prácticamente una voladura convencional pero en laque se ha modificado el diseño de la última fila, tanto ensu esquema geométrico que es más reducido, como enlas cargas de explosivo que deben ser menores ydesacopladas. El disparo es normalmente en una solaetapa.La voladura amortiguada también denominada suaveo cushion blasting, recientemente ha incrementado susposibilidades con el desarrollo de nuevas técnicas comola de ADP (Air Deck Presplitting) y la de cargasespeciales de baja densidad tipo Examon R-20 o ANFOcombinado con prills de polietileno, aunque en estecaso se presentan problemas de segregación en elcarguío neumático por diferencias de densidad.También se considera dentro de esta técnica a la“perforación en línea” (line drilling) o control de fracturalímite, en la que una fila de taladros de pequeñodiámetro, estrechamente espaciados y sin cargaexplosiva crean un plano de debilidad que produciráel corte como efecto de la voladura principal. El planoactuará como una cortina que limita el paso de lasondas explosivas hacia atrás.Existen numerosos arreglos de taladro para obtenercargas reducidas o desacopladas, para taladros ensuperficie y en subterráneo, como los siguientes:CAPÍTULO 11
    • 246CAPÍTULO 11
    • 247VOLADURA AMORTIGUADA CON CARGAS DEBAJA DENSIDADEn voladuras de contorno de gran diámetro ensuperficie, el desacoplamiento del ANFO se consiguecolocándolo en mangas o tubos de plástico, de menordiámetro que el taladro, o distribuyéndolo en cargasespaciadas mediante separadores especiales demadera u otro material, lo que resulta costoso, por loque prefiere bajar la densidad del explosivo, mediantetres procedimientos:1. Reduciendo el contenido de petróleo a menos del6% (si un ANFO 94/6 desarrolla 3 780 J/g, unocon (98,5)/(1,5) sólo desarrollará 2 293 J/g).2. Diluyéndolo con cloruro de sodio, hasta un máximodel 20%. La sal reduce la energía y actúa comorefrigerante, con lo que disminuye la velocidad dedetonación y el calor de explosión.3. Mezclando el ANFO con bolitas de poliestirenoexpandido de 0,5 a 3 mm (tecnoport), técnica queestá ganando difusión con la denominación deANFOPS. Con su densidad de 0,03 kg/dm3, comodiluyente en una proporción de hasta 80% demezcla, se consigue concentraciones de energía ydensidades por metro de sólo un 10% de las quecorresponden al ANFO convencional, aunqueexisten dificultades de segregación por densidadesdentro del taladro en carguío neumático depequeño diámetro.Exsa fabrica el Examon-R de baja densidad a pedido,para casos especiales. También dinamita tipo Exaditpero de menor densidad.Ejemplo de cálculo para la aplicación de precorteSe requiere calcular el espaciado entre taladros paraun precorte, con diámetro de 64 mm y con explosivoespecial entubado, de 19 mm de diámetro, 4000 m/sde velocidad de detonación y 1,1 g/m3de densidad.La roca tiene una resistencia in situ a la tracción de 17,2y a la compresión de 275 MPa respectivamente (valoresobtenidos de tablas petrográficas, o determinados porun laboratorio de mecánica de rocas).1. Presión de taladro (Pt):Pt = 228 x 10-6x ρ x (VOD)2= 2 134 MPa1 + 0,8 x ρdonde:ρ : densidad del explosivo.VOD : velocidad de detonación del explosivo2. Presión de taladro efectiva:Pt = 2 134 x 190,42= 2 134 x 0,05464Pt = = 115,7 MpaValor menor a la resistencia a compresión de laroca por lo que ésta configuración de cargas es válida.3. Espaciamiento (E):E = 64 x (115,7 + 17,2) = 494,5 mm = 0,5 m17,2Luego el espaciamiento de partida será 0,5 m.Para determinar el espaciamiento entre taladrostambién, suele aplicarse la siguiente ecuación:E = 2 x r (Pb - Rt)Tdonde:E : espaciamiento de los taladros, en pulgadas.R : radio del taladro, en pulgadas.Pb : presión en el taladro por la carga explosiva, enpsi.Rt : resistencia a la tracción dinámica de la roca,en psi.CAPÍTULO 11
    • 248CAPÍTULO 11
    • 249CAPÍTULO 11
    • 250CAPÍTULO 11
    • 251VOLADURA ADP (Air Deck Presplitting o AirShock Blasting)PrincipioMétodo de voladura que emplea espacios de aire enlugar de las cargas explosivas desacopladas de lostaladros de precorte.Consiste en colocar al fondo de los taladros pequeñascargas de explosivo (carga de fondo) y por encima deellas se deja una columna de aire (carga de columna)hasta el taco inerte de sello. Los taladros se alinean,separan y disparan en la forma establecida paravoladura controlada, con resultados comparables a losdel precorte convencional pero con menor consumode explosivo. Las ondas generadas en el taladro seexpanden en la roca creando un plano de corte.El problema más serio es poder mantener el taco osello de detritos de perforación en su sitio, sin que caigadentro del taladro, lo que se logra mediante un tapóninflable, que es prácticamente una bolsa plásticapatentada con el nombre de Power Plug. También haytapones de espuma expansible.Primero la carga explosiva 15 a 20 kg de slurry oemulsión (0,39 a 0,59 kg por m2de área de precorte),se coloca cebada al fondo del taladro, usualmente de6", 7 7/8" ó 9 7/8" de diámetro. Luego se introduce eltapón inflable por la boca del taladro hasta unaprofundidad en pies de 1,0 a 1,2 veces el diámetrodel taladro en pulgadas, inflándolo con airecomprimido (7 psi) hasta que selle el hueco, el cual secubre finalmente con detritos de perforación, y seprocede a disparar.La carga específica en general, válida para taladroscon diámetros entre 1 1/2" y 12 1/4" (38 a 310 mm)es de 400 g de explosivo por cada m2de área delplano ubicado entre dos taladros aún sin taco.En terreno poco competente se puede emplear Examono ANFO Pesado Slurrex-AP. El tipo de roca y suscondiciones son muy importantes para un buenresultado, en roca muy fisurada o suelta generalmenteno funciona.Al momento, ésta se está empleando en un númeroimportante de tajos cupríferos y minas de carbónsuperficiales en Norteamérica. Como informacióntransferimos algunos parámetros de perforación.El espaciamiento entre taladros en pies deberá ser de1,5 a 2 veces el diámetro en pulgadas, la longitud deltaco en pies debería ser de 1,0 a 1,2 veces el diámetrodel taladro en pulgadas mientras que la distancia haciael más cercano taladro de producción en piesequivaldrá al diámetro en pulgadas.Este método en condiciones adecuadas de aplicaciónproporciona ventajas como:- Mejor estabilidad de los taludes finales a menorcosto. Los taladros del precorte se perforan con lasmismas máquinas perforadoras con que se perforanlos taladros de producción.- Se sustituye el uso de voladura de precorteconvencional en decks redundando en menorescostos de explosivos con menores tiempos de carguío.Se hace factible reducir los costos de perforacióndebido al incremento en el espaciamiento entre lostaladros de la fila del precorte.- Aparte de aplicarse como precorte para limitar yestabilizar taludes en bancos, también se empleapara el control de proyecciones, para voladura Rip-rap, en voladura para piedra dimensionada, parael control de vibraciones, para drenaje de taladros(dewatering), para separar mineral-desmonte enbancos irregulares y también para voladuraperfilada en túneles (smooth blasting).CAPÍTULO 11
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    • 255VOLADURAS CONTROLADAS ESPECIALESA. Extracción de bloques de rocasornamentalesPara rocas como granito, mármol y caliza marmórea,en forma definida, como placas y bloques.Es difícil dar recomendaciones generales de diseño puesson muchas las clases de roca y las técnicas de explotación,pero puede seguirse los siguientes parámetros:- Diámetro de perforación entre 25 y 40 mm.- Espaciamiento, en el caso más frecuente es entre4 y 8 Ø, pero puede aplicarse la fórmula de Berta:E = 2 x PE x ρ x (Øc)2+ ØtRt x Øtdonde:PE : presión específica, en Mpa.ρ : densidad del explosivo, en g/cm3.Øc: diámetro de la carga de explosivo, en mm.Øt: diámetro del taladro, en mm.Rt : resistencia a la tracción de la roca, en Mpa.ExplosivosSe emplea explosivos de baja velocidad de detonacióny gran volumen de gases. También cargas preparadasen tubos plásticos acoplables.Consumos específicosVarían ampliamente de acuerdo al tipo de roca y clasede explosivo. Los valores más comunes son, por unidadde superficie cortada, de: 80 a 150 g/m2en losgranitos, de 40 a 80 g/m2en los mármoles y de 30 a60 g/m2en las calizas marmóreas.Las columnas de explosivo deben ser continuas ydesacopladas, con una cámara anular de aire, aunqueen roca dura es una ventaja rellenarla con agua paraaumentar la energía transferida a la roca y evitar elennegrecimiento de las superficies de corte por loshumos de la explosión.Aunque el retardo es necesario para aprovechar elempuje de los gases. La iniciación debe serpreferentemente instantánea para todos los taladros,mediante cordón detonante.Para evitar el astillamiento o fracturación de las esquinasde los bloques es conveniente emplear taladros guía vacíosen la proximidad de las intersecciones de los planos decorte. En los taladros verticales no hay sobreperforación.B. Voladuras para pedronería o escolleraEn obras de ingeniería, como la construcción de diques,rompeolas y represas enrocadas, se necesitan materialescon dimensiones muy específicas, denominándoseescollera a la de mayor tamaño.Producir bloques de gran tamaño difiere del banqueoconvencional. Se debe conseguir un corte adecuado anivel del piso y un despegue limpio a lo largo del planoque forman los taladros, con un agrietamiento mínimode la roca por delante de dicho plano. Es importanteconocer los sistemas de fisuras o diaclasas de la rocain situ para aprovechar estos planos de debilidad afavor de facilitar la rotura.Los parámetros para escollera son:- Altura de banco la mayor posible, usualmente 15 a20 m.- Diámetros de perforación entre 75 y 115 mm.- Inclinación de taladros entre 5 y 10°.- Sobreperforación: Sp = 10 Ø.- Longitud de carga de fondo 55 Ø, con explosivosde elevada densidad de carga.- Relación entre el burden y espaciamiento:B/E = 1,4 a 1,7,en ocasiones hasta sobre 2.- Consumo específico en la zona de carga de fondoen función de la resistencia a compresión simple(Rc) de la roca:> 650 g/m3para Rc > 100 MPa.< 500 g/m3para Rc < 100 MPa.- Taco intermedio del orden de 1 m entre la cargadel fondo y la de columna.- Densidad de carga en el plano de corte:500 g/m3para Rc > 100 MPa.250 g/m3para Rc < 100 MPa.- Carga de columna desacoplada, con una relaciónentre el diámetro de taladro y el diámetro de cargaalrededor de 2.- Retacado, con una longitud de 15 Ø.- Secuencia de encendido instantáneo en toda la filade taladros.CAPÍTULO 11
    • 256C. Voladura de rocas porosasRocas porosas por ejemplo: pumitas, tufos volcánicos, etc.En este tipo de roca la energía de tensión de la onda dechoque es fuertemente amortiguada por absorción,realizándose prácticamente todo el trabajo de rupturamediante la energía de los gases de detonación enexpansión (denominada también energía de burbuja, Eb).Los explosivos adecuados para estas condicionesdeberán tener baja densidad y velocidad dedetonación, ejemplo: Exadit, Examon, ANFO. En estoscasos es necesario retener a los gases en expansióndentro del taladro por el mayor tiempo posible, lo quepuede lograrse mediante:a. Taco adecuado: debe controlarse la longitud deltaco inerte de sello y el tipo de material que loforma; cuanto más plástico mejor.b. Burden y espaciado correctamente dimensionados,posiblemente se requerirá tiros de tanteo previospara optimizarlos.c. Cebado al fondo de los taladros.d. Desacoplamiento de la carga explosiva o adiciónde materiales inertes ligeros como poliuretano(tecnoport en bolitas, ANFOPS), para reducir lapresión de taladro.e. Disparo con secuencias largas (long delays) si fueranecesario.D. Voladura de rocas plásticasEl mayor empleo de explosivos de modo convencionalse realiza para fragmentar rocas friables, quebradizas,como andesita, granito, caliza, etc, pero cuando setrata de volar materiales plásticos o elásticos, comopor ejemplo algunos lodos consolidados, arcillasarenaceas, lutitas, arguillitas, pizarra suave o caolín;algunos minerales industriales como anhidrita (yeso),lalita (sal gema) y permafrost (suelo permanentehelado) se requiere diferente método.En la voladura convencional, la roca situadaalrededor del punto de disparo es pulverizada,fisurada y debilitada por fuerzas compresivasinducidas por la detonación del explosivo de altavelocidad, que la preparan para la siguiente fase derompimiento mediante efectos de tensión,procedentes desde la cara libre, apoyados por lapresión de gases.Por el contrario, los materiales plásticos se compactany refuerzan alrededor del punto de disparo cuandose emplea explosivos de alta velocidad. Elrompimiento por tensión es relativamente inefectivo,a menos que la zona de compactación pueda serrota primero por efectos de corte o cizalla, lo quepodría requerir mayor energía explosiva. En estascondiciones es preferible también utilizar explosivosde bajo brisance o cargas desacopladas, paradisminuir el efecto inicial de compactación.En la explotación de minerales industriales como sal,yeso, caolín y similares, el problema se alivia haciendopreviamente un corte de arranque al piso (kerf oundercut, utilizando por ejemplo una cortadoramecánica), antes de efectuar el disparo.CAPÍTULO 11
    • 257VOLADURA CONTROLADA EN TRABAJOSSUBTERRÁNEOSLa voladura convencional en túneles y otros trabajosde subsuelo, además de dejar perfiles irregularessegún el sistema de diaclasamiento de la roca,normalmente afecta a la estructura remanente aprofundidades que pueden llegar hasta 2 mmaltratándola y debilitándola según su tipo ycondición, lo que puede tener consecuencias deinestabilidad o desprendimiento con el tiempo.Este maltrato es mayor cuando se dispara con cargasexcesivas, o cuando no se mantiene una adecuadasecuencia de encendidos y los taladros salen casisimultáneamente.En obras de ingeniería de cierta consideración, comolos túneles de irrigación o de hidroeléctricas, que debenser estables y que usualmente se cementan, el perfilperiférico irregular es inconveniente, debiendoejecutarse adecuadamente para obtener una paredfinal de superficie lisa.Para evitar este maltrato y obtener paredes de corteliso se emplean métodos de voladura periféricacontrolada.CAPÍTULO 11
    • 258CAPÍTULO 11
    • 259A. Condiciones necesarias para la voladuracontrolada en subsueloAplicables al acabado de túneles, cámaras yexcavaciones para cimientos de máquinas y obrasciviles.a. Perforación- El diámetro de los taladros de contornonormalmente es igual a los de producción.- La precisión de la perforación es fundamental, debemantenerse el alineamiento y paralelismo de lostaladros de acuerdo al diseño del corte a realizar,para mantener un burden constante en toda lalongitud del avance, de otro modo no se formaráel plano de corte. Un mal emboquillado odesviaciones resultarán en sobrerotura o salientesde roca, así, desviaciones mayores de 0,10 a 0,15m. al fondo pueden deformar el corte o dar lugar atacos quedados (bootlegs).- El espaciamiento entre taladros debe ser menor queel de voladura convencional, la relación espacio/burden baja de E = 1,3B normal a E = (0,5 ó 0,8)B.En la práctica, para voladura amortiguada, estadistancia se estima entre 15 a 16 veces el diámetroy el burden de 1,2 a 1,5 veces el espaciamiento,mientras que para precorte el espaciado será de 8a 12 veces el diámetro, considerándose el burdeninfinito. Así en la práctica son esencialesespaciamientos entre 0,3 y 0,6 m.b. CargaSe requiere baja densidad de carga explosiva, lo quese obtiene con:- Explosivos especiales de baja energía y velocidad,usualmente en cartuchos de pequeño diámetro,como el Exsacorte de 22 mm, que produce unos1,000 bares de presión, mientras que unoconvencional puede llegar a 30.000 bar.- La carga de columna debe ser desacoplada (noatacada), normalmente de sólo 0,5 veces el diámetrodel taladro (relación 2:1) para poder formar unanillo de aire alrededor del explosivo que amortigüeel efecto de impacto al absorber parte de la energíade la explosión y debe distribuirse a todo lo largodel taladro (esto se facilita por ejemplo con loscartuchos largos de Exsacorte que cuentan conplumas centradoras plásticas).La densidad de carga normalmente fluctúa entre 0,18y 0,37 kg/m, para este caso, según el tipo de rocavaría entre 0,08 y 0,22 kg/m.Si es necesario para amortiguar la onda y facilitar laformación del plano de corte, se puede intercalartaladros vacíos de guía entre los taladros cargados.c. Carga de fondoTodo método de carguío requiere una carga de fondode alta velocidad con factor de acoplamiento cercanoal 100% (ejemplo uno o dos cartuchos convencionalesde dinamita), para asegurar el arranque de la cargareducida de columna y evitar la formación de tacosquedados al fondo.Es también necesario sellar los taladros con taco inerte(steming) para contener los gases y para evitar que lacolumna desacoplada sea eyectada del taladro aldetonar el cebo (o succionada por la descompresiónsubsiguiente a la voladura previa del disparo principal).d. DisparoEl disparo de todos los taladros del corte periférico debeser simultáneo, o máximo en dos o tres etapas de retardomuy cercanas (si el perímetro a cortar es grande), de locontrario el plano de corte puede no formarsecompletamente. Esto puede asegurarse con una líneatroncal de encendido independiente. Debe tomarse encuenta que la velocidad pico de partícula generada porel disparo puede llegar a causar excesivo daño a la rocaremanente, efecto que se puede reducir manteniéndolapor debajo de los 700 a 1.000 mm/s. Esta velocidad sepuede estimar con la siguiente fórmula empírica:VPP = Ced x bdonde:VPP : velocidad pico de partícula, en m/s.Ce : carga explosiva en caja, en kg.d : distancia radial desde el punto de detonación,en m.b : constante que depende de las propiedadesestructurales y elásticas de la roca, y que varíade lugar a lugar.Los medios usuales disponibles para carga controladaen pequeño diámetro son:1. Tubos plásticos rígidos con carga interior de dinamitade baja velocidad y presión, acoplables para formarcolumnas de longitud requerida, con plumascentradoras para desacoplar la carga; ejemplo:Exsacorte de 22 mm de diámetro por 710 mm delongitud y Exsasplit de 22 mm de diámetro por 3,50m de longitud.2. Cartuchos convencionales de dinamita espaciadosentre sí a una distancia equivalente a la longitud deun cartucho (0,20 m), iniciados axialmente concordón detonante de bajo gramaje (3 g/m).3. Agentes de voladura de baja densidad,normalmente granulares con componentesdiluyentes reducidores de energía como polietilenoexpandido, aserrín, ceniza y otros. Tienen comoinconveniente que pueden segregarsegravimétricamente y generan gases tóxicos.4. Sistema de carga air deck con sólo carga de fondoy taco inerte, requiere adecuado control paraasegurar resultados y la roca debe ser compatiblecon el método.5. Cordón detonante de alto gramaje (60, 80, 120 g/m). Este elemento reduce la densidad de cargalinear, pero es costoso.CAPÍTULO 11
    • 260CAPÍTULO 11
    • 261CAPÍTULO 11
    • 262Evaluación de resultados del precorteEsta evaluación un tanto empírica puede hacerse deforma cuantitativa y cualitativa.La evaluación cuantitativa se basa en el cálculo delfactor de cañas visibles, que es el cociente entre lalongitud de las medias cañas visibles después de lavoladura y la longitud total que fue perforada.El análisis conjunto de la superficie creada, en rocaque permite observar detalles, facilitará la observaciónde daños o fallas que puedan corregirse ajustandofactores de carga y espaciado entre taladros como semuestra en el cuadro siguiente:CAPÍTULO 11
    • 263Voladuras controladas en taladros largos encámaras subterráneasAquellas operaciones mineras de producción dondepor su método de minado se abren profundas cámaras;por ejemplo en el método de extracción Sublevel Stope,el uso de voladuras controladas en el techo y paredeses fundamental para disminuir los riesgos deinestabilidad.En cámaras abiertas profundas donde se perforantaladros largos con barras de perforación extensibles,generalmente se controla el techo de dos formas:a. Preparando previamente una cámara superior, cuyasdimensiones de base son las del tajeo, empleandoperforadoras manuales tipo jack leg, posteriormentese explota mediante taladros largos todo el mineralentre el piso de la cámara y la base del tajeo (fig. 1).b. Cortando el techo, empleando cargas ligeras deexplosivo a través de taladros perforadosparalelamente, siguiendo un diseño de perforaciónde voladura controlada para formar el plano delímite al techo (fig. 2); posteriormente se explota elmineral entre el piso del tajeo y el techo cortado,de modo que el personal y equipos puedan trabajaren condiciones seguras.Para mejorar el efecto de corte se perforan taladrosintermedios de alivio, generando de esta forma mayorárea libre a los taladros a disparar y que asimismosirven de guía para orientar el corte que limitará eltecho (ver fig 3). Carguío de cartuchos de dinamitaespaciada para cortar el techo en tajeos abiertos, conperforación de taladros de alivio sin carga para mejorarel resultado del corte (fig. 4).CAPÍTULO 11
    • 264Parámetros importantes para voladurascontroladas.1. Presión del taladroEs la presión ejercida por la expansión de gases dedetonación en las paredes del taladro. Cuanto menorsea esta presión menor será el daño a la pared finalde la voladura, esta presión es aproximadamente el50 % de la presión de detonación del explosivo. Paralograr el efecto de corte en las voladuras controladases necesario reducir la presión dentro del taladrodesacoplado y/o espaciando las cargas explosivasdentro del mismo.La siguiente fórmula se puede usar para calcular lapresión del taladro:Pt = ρex (VOD)2/8donde:Pt : presión de taladro.ρe: densidad del explosivo.VOD : velocidad de detonación del explosivoPara reducir la presión dentro del taladro, se debedesacoplar espaciar las cargas explosivas. El grado deacople de una carga explosiva esta dada por:Cr = (C)1/2x (Øe/Øt)donde:Cr : relación de acoplamiento.Øe: diámetro de explosivo.Øt: diámetro de taladro.C : porcentaje del taladro cargado conexplosivo.La presión dentro del taladro de cargas explosivasdesacopladas y espaciadas, será la siguiente:Pdt = Pt x (Cr)2,4donde:Pt : presión de taladro.Pdt : presión dentro del taladro desacoplado.2. Relación de espaciamiento y burdenEl espaciamiento entre taladros en una voladuracontrolada depende del tipo de roca y diámetro deperforación. En estas voladuras por lo general serecomienda una relación burden/espaciamiento (B/E)de 1.5 a 1; en la figura 5 se observa el burden finalpara los taladros perimétricos después de la voladurade producción.Podemos partir de la siguiente relación para calcularel espaciamiento de taladros perimetrales:E £ Øtx (Ptd + Rt)/Rtdonde:E : espaciamiento entre taladros.Øtdiámetro de taladro.Pdt : presión dentro del taladro.Rt : resistencia a la tracción de la roca.3. Precisión en la perforaciónLa precisión en la perforación es uno de los factoresmás importantes para el éxito de esta técnica, lostaladros según diseño, deben perforarse paralelos yencontrarse en un mismo plano de corte.4. Carga linealPara taladros de contorno con diámetros de perforaciónentre 32 y 51 mm se recomienda la siguiente tablapráctica:Diámetro Diámetro Carga Espaciamiento Burdentaladro explosivo linealmm mm kg/m m m32 17 0,220 0,40 a 0,60 0,55 a 0,7551 25 0,500 0,65 a 0,90 0,80 a 1,205. Explosivos para voladura controlada- Exsacorte: en tubos plásticos acoplables.- Exsasplit: en tubo plástico entero, de longitudespecificada.- Exadit: dinamita en cartuchos espaciados, concordón detonante y de bajo gramaje a lo largo deltaladro y con espaciadores de madera o de caña.- Examon: con el método llamado Trim Blasting(cordón detonante axial de bajo gramaje a lo largodel taladro hasta el cebo. Tiene su detonador conlínea independiente).CAPÍTULO 11
    • 265CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO12O12O12O12O12
    • 266
    • 267para poder ser desplazados con el equipo mecánicodisponible, sus resultados usualmente también imponenel apoyo posterior de rotura secundaria con cachorreo,plantas, cargas dirigidas, o martillos rompedoreshidráulicos.Con estas voladuras se realizan por lo general enlugares deshabitados, se suele dejar de lado laprevención de riesgos de proyección de piedras yvibración, lo que puede tener serias consecuencias.Un aspecto importante a tener en cuenta es la vigilanciadel área de disparo, ya que a diferencia de las minas,la gente de campo no tiene experiencia sobre lasconsecuencias de la proximidad a los disparos.A excepción de las coyoteras o calambucos querequieren de la apertura previa de un tunel pequeño,y de los bancos convencionales que emplean taladrosde mediano a gran diámetro, en las demás voladurasse trabaja con pequeños diámetros, entre 51 y 87 mm(2" y 3 1/2") normalmente taladrados con perforadorasde oruga con martillo de cabeza (trackdrills) y sólo encontadas operaciones mediante martillos de mano, de32 a 40 mm de diámetro. Estos equipos permiten mejoradaptabilidad a los perfiles irregulares del terreno,mejor distribución del explosivo y menor nivel devibración, por lo tanto menos daño a la roca remanente.Según las condiciones de resistencia a rotura y la dehumedad de la roca, se aplican explosivosencartuchados de los tipos Gelatina Especial, Exagel-E; Semexsa y Exadit 65, en diámetros de 22 hasta 64mm (7/8" a 2 1/2"), a columna completa, o los mismoscomo carga de fondo en columnas selectivascompletadas con Examon o Anfo, en este caso endiámetros de 65 a 125 mm (2 1/2" a 5").Cortes a media ladera y trincherasMétodos típicos para carreteras y autopistas son loscortes a media ladera y trincheras, que normalmentese efectúan de una sola vez cuando la altura del cortese limita a 10 ó 12 m, y por etapas cuando es mayor.Como el diámetro del taladro está en relación con laaltura de banco o de corte se requiere la relación:Øt= H/60donde:Øt: diámetro del taladro.H : profundidad de la excavación.La longitud de los taladros (L) depende de la altura debanco, de la sobreperforación que sea necesaria segúnla resistencia a rotura de la roca y de la inclinación delos mismos, que suele ser de 15 a 20°.CAPITULO 12VOLADURA EN OBRAS VIALESS e considera como obras viales a las carreteras detoda categoría y a las vías férreas. En su construcción ymantenimiento es frecuente el empleo de explosivos,que se aplican tanto con métodos “tradicionales” comocon otros denominados “típicamente viales”.Los métodos que podríamos definir como tradicionalesson:- Banqueo convencional; en este caso mayormenteaplicado en canteras para proveer piedra y ripio.- Apertura de túneles.- Voladura controlada; principalmente en lasmodalidades de precorte y recorte: para mantenerla estabilidad de taludes de roca en cortes de laderapoco estables o muy altos, que después requeriránmuy poco mantenimiento.Estos métodos comprenden técnicas especialmentedirigidas al rompimiento de material preferentementemenudo y homogéneo, procurando tener el menorefecto de deterioro de la roca por impacto y vibración,por tanto requieren de exigente control y de mayortrabajo de perforación. Por lo general son repetitivos,es decir que cada disparo es igual o parecido alanterior, siguiendo patrones establecidos.Por otro lado, la gran longitud de tramo y lascambiantes condiciones de geometría y de propiedadesde las rocas a arrancar a lo largo del trazo de las obrasviales, imponen el diseño de cada disparo como si fueraun caso en particular adaptado al perfil del terreno,denominándoseles por ello “métodos viales”, entre losque consideramos a:- Cortes de ladera o a media ladera, con taladroscortos y largos.- Excavación de trincheras (o cortes de montura).- Voladura para nivelaciones y de remoción dematerial para relleno de depresiones.- Excavaciones para rampas.- Excavaciones para cimentación de puentes y murosde contención.- Voladura para zanjas y cunetas.- Voladuras de gran volumen por gravedad:voladuras coyote o calambucos y voladuras dedesplome.Estas voladuras no son mayormente exigentes en cuantoa la calidad de fragmentación ni a la homogeneidaddel material arrancado, ya que por lo común este serásimplemente empujado a un costado de la obra, oempleado como relleno de nivelación, pero en razóna que usualmente resulta una importante cantidad depedrones sobredimensionados, demasiado grandes
    • 268H αL = + ( 1- ) x SPCos 100Cortes a media ladera:Pueden efectuarse mediante taladros verticalesparalelos o en abanicos, mediante taladros horizon-tales (zapateros) o mediante una combinación detaladros horizontales y verticales, los trazos de per-foración son similares a los de banqueo, con ma-lla cuadrada o alterna, y salidas en paralelo o en“V”.La dirección de salida de la voladura puede serparalela o perpendicular al rumbo o traza de la caradel talud. Si es perpendicular (normal) puede existirriesgo de rodadura incontrolada de piedras laderaabajo, si la pendiente es muy parada.En laderas elevadas se debe habilitar primero caminosde acceso y plataformas de trabajo (bancos), empleandopara ello el mismo equipo de perforación disponiblepero con taladros de pequeño diámetro, preferente-mente horizontales, paralelos a la traza y en númerosuficiente como para dejar preparadas plataformas detrabajo de 5 a 10 m de ancho, desde dondese practicarán las perforaciones mayores para elcorte de la ladera. Estas plataformas se preparan envarias etapas de perforación, disparo y limpieza,generalmente con tractor.De acuerdo a las condiciones del terreno seráconveniente o necesario delimitar la excavación del cor-te con una hilera de precorte.En voladuras con sólo taladros verticales se sueledisparar en una sola etapa, como en banqueo,procurando adecuar la carga explosiva paraconseguir un empuje del material arrancadosemejante al que se obtiene con las voladuras de «máxi-mo desplazamiento» (cast blasting) lo que disminuiráel volumen de trabajo en el corte mismo.donde:α = ángulo con respecto a la vertical (o)H = altura de banco (m)SP = sobreperforación, en equivalentes a diámetro (D)de acuerdo a la resistencia de la roca, como se indica en elsiguiente cuadro estimativo.semejante al que se obtiene con las voladuras de “máxi-mo desplazamiento“ (cast blasting) lo que disminuiráel volumen de trabajo en el corte mismo.En los disparos con taladros horizontales se aprovechade la gravedad para bajar la parte superior de lacarga a excavar, debiéndose tener en cuenta que éstaquedará in situ, con menor desplazamiento que en elcaso anterior. Este método baja los costos de disparopero incrementa los de limpieza, además presentael inconveniente de fuerte proyección de fragmentos adistancia al actuar las cargas como en voladuras decráter y que la pared remanente queda muy deteriora-da, con rocas colgadas y en algunas ocasiones contaludes invertidos, lo es riesgoso para el personal yobliga a desquinchar antes de efectuar la limpieza deldesmonte.Para el cálculo de espaciado con taladros horizontalesse aplica la relación E = 3 x (D x L), donde E es elespaciado (m), D el diámetro de taladro (m) y L lalongitud del taladro (m).Si la altura de banco es inferior a 5 m sólo se utilizará una filade taladros, entre 5 y 8 m dos filas, dispuestos preferente-mente en forma alterna, y por encima de 8 m tres o másfilas, con malla alterna o cuadrática, según el estado delterreno.En las voladuras que combinan taladros horizontales yverticales suele ser conveniente efectuar la excavaciónpor fases; limpiando el desmonte del primer tiro antesde disparar el segundo. Pero si tiene que efectuarse unsolo disparo, debe darse salida primero a los horizon-tales ubicados al pie del corte y después a los verticalesperforados desde la parte superior y situados por detrásdel fondo de los horizontales. Las salidas serán en se-cuencia mediante retardos.PARAMETROS DE TALADRO EN EQUIVALENCIAS DE DIÁMETROTipo de roca: Blanda Media Dura Muy DuraResistencia acompresión en MPa: 70 70 a 120 120 a 180 180Parámetros:Sobreperforación SP 10 D 11D 12D 12DLongitud recomendada para carga de fondo y taco inerte:Carga de fondo CF = 30 D 35D 40D 46DTaco T = 35D 34D 32D 30DBurden B = 39D 37D 35D 33DEspaciado E = 51D 47D 43D 38DRelación E/B = 1,25 1,20 1,15 1,15Consumo específicoCE = kg/m3= 0,30 0,35 0,42 0,49CAPÍTULO 12
    • 269CAPÍTULO 12
    • 270Excavaciones en trincheraSiempre se efectúan con taladros verticales, y segúnsea la relación H/D anteriormente citada, se presentandos casos:1. Si H > 100 Ø, que es el normal para alturas debanco de 10 a 12 m, los valores para burden yespaciamiento son los mismos de la tabla anterior.2. Si H < 100 Ø, el burden se calculará con laexpresión:0 ,5Q= E x H x CeB Cosdonde:Q : carga total por taladro (kg).H : altura de banco (m).E/B : relación entre espaciamiento y burden (de latablas).Ce : consumo específico de explosivo (también dela tabla).a : ángulo respecto a la vertical, en grados.Los trazos de voladura más utilizados cuando se tienencara libre son, los de salida por filas paralelas y los desalida en “V”, con taladros distribuidos en malla alternao cuadrangular, en forma similar a los bancos, perocon la diferencia que los taladros tendrán diferentesprofundidades, de acuerdo al perfil de terreno y al nivelde explanación que se quiere conseguir.Cuando no se cuenta con una cara libre para iniciar latrinchera, se debe preparar primero una excavación alpiso mediante un disparo de taladros de pequeñodiámetro dispuestos en abanico (fan cut), éstaexcavación una vez limpiada servirá de cara libre paraavanzar con el corte de trincheras por un sentido. Si laexcavación inicial se ubica en un punto central sepodrá avanzar la trinchera en ambos sentidos, en estecaso la excavación suele denominarse “tiro dehundimiento sin cara libre”.Para la excavación de trincheras en lomas quecomúnmente se denominan “montura de caballo”, sedispara en dos fases, un primer corte con salida en“V” que generalmente tiene un avance máximoequivalente a 1/3 de total de longitud de la trinchera,y el segundo en los 2/3 restantes mediante un trazoaxial, con tres o más filas de taladros según el anchode la trinchera, con arranque en la fila central y elresto con salidas en paralelo. Las trincheras de pocaprofundidad de corte también se disparan con esteesquema axial, en toda su longitud.El desmonte extraído de estos cortes generalmente sirvede relleno en depresiones contiguas, para efectos denivelación de la plataforma vial.CAPÍTULO 12
    • 271CAPÍTULO 12
    • 272CAPÍTULO 12
    • 273VOLADURA DE GRAN VOLUMEN PORGRAVEDADEstán basadas en el derrumbe de grandes volúmenesde material mediante cargas explosivas concentradas,relativamente grandes, aprovechando la gravedad.Entre ellas podemos considerar:A. Voladura por colapso o desplome contaladros de pequeño diámetro (collapseblasting)Es conocido que el procedimiento de excavación deroca adoptado virtualmente en todos los trabajos portajo abierto es el de actuar directamente sobre elcuerpo de roca por medio de bancos, utilizandoexplosivos cargados dentro de taladros de voladuraverticales.Sin embargo hay algunos casos donde se obtienenresultados más convenientes haciendo que el cuerpode roca se colapse, al removerle su base. Elprocedimiento en este caso consiste en cortar unapequeña pero bien definida parte de la roca para hacerque la mayor parte del cuerpo sobreyacente sedesprenda y desplome bajo acción de la gravedad,corte que usualmente se efectúa mediante taladros devoladura horizontales o inclinados, de pequeñodiámetro, distribuidos cercanamente unos a otros.Este tipo de voladura no permite control sobre lageometría de excavación ni sobre la fragmentación, yse aplica por tanto sólo en circunstancias específicas,como las siguientes:a. En aquellos casos donde las condiciones geológico-estructurales sean particularmente adecuadas paraaplicar esta técnica, por ejemplo cuando laestratificación del cuerpo de roca tienediaclasamiento con buzamiento cercano a lavertical, y donde sea posible y relativamente fácilinducir el colapso simplemente excavando la base.Su aplicación en estos casos sin embargo requierede mucho cuidado, porque si el bloque es muyinestable podría deslizarse prematuramentecuando aún se esté trabajando en el corte con graveriesgo para los trabajadores, o por otro lado,también podría ocurrir que el bloque no sedesplome inmediatamente después del disparoquedándose “colgado en el talud”, en peligrosacondición de inestabilidad y de desprendimientoposterior.b. En proyectos de corta duración o de menorenvergadura, donde no se justifique trabajospreparatorios de infraestructura, como accesos,carreteras, banqueo, etc. Este tipo de situación sepresenta en algunas obras de ingeniería civil, comoes el caso de las canteras temporales paraobtención de pedrones y de ripio para obras viales,o las que se preparan para acumular gran volumende material para relleno, que sería muy lento deobtener con banqueo convencional.c. En proyectos de estabilización de taludes o demejoramiento de tierras en lugares donde el cuerpode roca sea inestable y peligroso para algunapoblación, planta eléctrica, carretera, vía férrea,etc.d. En aquellos casos donde es imposible ubicar losequipos de perforación en la cima del cuerpo deroca para trabajar en forma convencional, debidoa imposibilidad de acceso por una topografíaabrupta, por mucho riesgo, por elevados costosde infraestructura u otro impedimento.e. En situaciones de emergencia para defensa civil,por ejemplo cuando sea esencial desviar obloquear temporalmente el curso de una riada oavalancha, en donde las condiciones geológicas ytopográficas permitan el cierre de una quebradaen forma rápida.B. Voladura por desplome con taladrosde gran diámetro horizontales (largediameter horizontal shots)En este caso la roca al pie del cuerpo es rota ydesplazada por medio del disparo de una serie detaladros horizontales de gran diámetro que producenel “corte”, induciendo luego al colapso del cuerpo deroca sobreyacente, en forma similar al caso anterior.Ambos métodos requieren de una cuidadosaevaluación del volumen total de roca a desprender, yde cuánto de ella realmente necesita ser volada demodo de que pueda inducir el desplome del resto delbloque “colgado”.Mientras que la fragmentación de la roca disparadaen el área del corte puede resultar casi tal como fueplanificada y calculada, la que procede del áreasuperpuesta que no es influenciada directamente porel explosivo no puede ser anticipada, y su tamaño serádeterminado mayormente por la naturaleza delmaterial y por su altura de caída.En el diseño de los disparos debe tenerse en cuenta elgrado de fragmentación que será necesario lograr paragarantizar la completa remoción de la base, ya que envoladura de colapso es absolutamente vital asegurarseque el pie será limpiamente cortado, más allá de todaposible duda, de otro modo el resultado puede ser elde una dramática situación de inestabilidad del frentede roca disparada.CAPÍTULO 12
    • 274CAPÍTULO 12
    • 275C. Túneles coyote, coyoteras o calambucos(coyote blasting, headings)Método especial basado en el disparo de una o máscargas explosivas concentradas, relativa-mentegrandes, localizadas en la base del cuerpo de roca ycuyo posicionamiento esta dictado por la topografíalocal, las mismas que se conectan por medio de túnelesde una sección transversal lo más pequeña posible(literalmente sólo lo suficientemente amplias como parapermitir el acceso del perforista y su equipo). Estasvoladuras también son aplicadas para remover grandesvolúmenes de roca, o para efectuar cortes de laderapor desplome para obras viales, canales de irrigación,oleoductos, etc. cuando no es factible el banqueoconvencional sea por consideraciones técnicas oeconómicas. Las voladuras coyote también producengran cantidad de material sobredimensionado.Consiste en abrir pequeños túneles en la base del taludo de la colina que se quiere colapsar, perpendicularesa la cara libre y de una sección transversal lo máspequeña posible, los que se rellenan con explosivo algranel hasta cierta parte de su longitud (tramo que sedenomina “cámara de carga”) y que se sellan despuésherméticamente para ser finalmente disparadas enforma simultánea, por lo general con cordón detonanteo con fulminantes eléctricos.El diseño más simple consiste en un túnel horizontal depequeña sección y de una longitud de 0,60 a 0,75veces de altura de la cara libre a volar, que en su fondotermine en un crucero a 90° formando una “T” en cuyosbrazos (cámaras) se ubica al explosivo adecuadamenteapilado, taponándose luego el túnel de acceso contierra para confinar a la carga la que usualmente seestima mediante la “Regla de Hauser”.Q = K x B3, por cámaradonde:Q : cantidad de carga explosiva, en kg.K : coeficiente, usualmente de 0,4 a 0,5 (paracalambucos chicos).B : burden real, en m.Para calambucos de una sola cámara en “T” la alturade la cara de voladura no debe pasar de 30 m; si esmayor, el túnel de acceso tendrá que ser más profundoy requerirá de otros cruceros (cámaras) con cargaexplosiva, las que se espaciarán cada 5 a 10 m segúnel tipo de roca predominante.El túnel de acceso debe ser como mínimo de iguallongitud que el burden real. Para el caso de túnelesprofundos además de los cruceros horizontales a nivel,se recomienda añadir un inclinado en “T” paralelo ala cara libre mayor, que también se cargará conexplosivos.Una vez que las cargas han sido acomodadas, lostúneles deben ser cuidadosamente sellados conmaterial inerte en la mayor parte de su longitud,cuidando de proteger muy bien los cables o el cordóndetonante que transmitirán la iniciación a las cargaspues cualquier corte de ellos malogrará o anulará lavoladura, siendo después muy difícil y peligroso el tratarde reconectarla, razón por la que usualmente se tiendedos o más troncales paralelas y separadas. Porseguridad los cordones o cables se introducen dentrode tubos rígidos que se cubren con el material derelleno.CAPÍTULO 12
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    • 277CAPÍTULO 12
    • 278CAPÍTULO 12
    • 279Ejemplo de voladura de coyote1. Voladura múltipleProyecto para corte por desplome de la ladera de unacolina de roca volcánica para una obra vial, convoladura coyote de varias cargas.2. DiseñoSe proyecta abrir un túnel de acceso lateral queseguirá luego una dirección paralela a la cara frontalde la colina, en el que se practicarán cuatro cruceros(estocadas) de 3 m de longitud, perpendiculares a lacara libre, que servirán de cámaras de carga explosiva(C1-C2-C3-C4). El cuerpo de roca tiene entre 50 y60 m de altura. Los burdenes de las cargas a la caralibre serán de B1 = 10 m; B2 = 17 m; B3 = 17,5 my B4 = 17 m.1. Se estima estos burden en razón de que condistancias mayores a 20 m se requeriría mayorcantidad de explosivos, lo que daría como resultadomuy fuerte vibración y proyección de fragmentos ypor lo contrario con distancias menores a 10 m, seencampana un cuerpo demasiado pequeño comopara justificar el trabajo preparatorio de excavaciónde túnel.2. La longitud de los cruceros (cámaras) se estima en3 m y de distancias entre las mismas varía entre10 y 15 m.3. La altura del corte, en relación con un burdenmáximo de 20 m sería de 1:3, obteniendo unaaltura de 60 m, pero se considera 50 m porseguridad.4. Para mejor efecto de desplome se ha tenido encuenta la presencia de diaclasas casi verticales enel cuerpo de roca.5. Teniendo en cuenta las características de la roca(ejemplo: roca volcánica, seca, compacta perofisurada, sin necesidad de fragmentaciónespecífica), se decidió utilizar una GelatinaEspecial 75 (como carga cebo), y Examon-P ensacos, en una proporción de 20% y 80%respectivamente.6. La iniciación del disparo se efectuósimultáneamente sin retardos para mayor efectode desprendimiento, utilizando cordón detonantereforzado 10P en dos trocales paralelas inicialescon fulminante N° 8.CAPÍTULO 12
    • 2803. Cálculo de CargasCada carga se puede estimar empíricamente mediantela siguiente fórmula:Q = a x b x B3donde:Q : carga expresada en kg.B : burden expresada en m.a : factor dependiente del tipo de explosivoutilizado.b : factor dependiente de la naturaleza de laroca.a x b : equivalente en este caso al factor Kseñalado en la regla de Hauser.Por lo general la información en la cual se basan losvalores para a y b es escasa y limitada. Para el ejemploutilizaremos una tabla preparada por G. Berta, en laque los valores de “a” se refieren a explosivospromedios.Explosivo “a”Gelatina explosiva 0,15Gelatina Semi-gelatina 0,22Agentes granulares - Ejemplo EXAMON, ANFO 0,24Pólvora negra (de cantera, poco usada) 0,55Roca “b”Roca suave 1,2 a 2Roca medianamente dura 2,2 a 3Roca dura 3,2 a 4Roca muy dura 4,0 a 4,5Roca fisurada, pero compacta 3,0 a 5Como se va a utilizar 20% de Gelatina Especial 75 y80% de Examon, se considera preponderante el valorde este último en la tabla, y suponiendo que lascaracterísticas promedio de la roca la clasifican comosuave, tendríamos que les corresponden los siguientesvalores:a = 0,24 y b = 2.Luego: a.x b = 0,48 basándose en cálculos las cargaspor cámara y el consumo total del explosivo.Se carga primero la cámara C4y al final la C1, sellandoel acceso y cada carga con material de relleno,usualmente tierra en sacos. Por seguridad el tramo deingreso a la bocamina se sella con material de rellenoy cemento de fraguado rápido (Sika u otro similar).Las cuatro cargas se empalman una a otra con dosvías independientes de cordón detonante 10P insertadodentro de tubos rígidos para protegerlo de cualquierdaño o esfuerzo mecánico. Los dos extremos de lastroncales de cordón se unen con cinta, envolviendo aun par de fulminantes de arranque instantáneo(eléctricos o convencionales, según criterio). Eldisparador debe ubicarse en la distancia límite deseguridad, debidamente protegido. El tiro debe serinstantáneo.Otros criterios dicen que la carga se calcula sobre labase del tonelaje en el “Cuadro del área del disparo”,que es el volumen del prisma de roca limitado porplanos verticales que pasan a través de los alerosposteriores, por ambos extremos de los cruceros y porel frente, limitado por el piso y la cresta del corte.La cantidad de carga explosiva debe variarse deacuerdo al tipo de roca y al trazo de la coyotera. Deberáser mayor para trazos con la entrada larga y alerospequeños y menor para una entrada corta y alerosgrandes, es decir a entrada más profunda enproporción a la cara, mayor requerimiento de carga.4. DistribuciónPara mejor resultado la carga deberá distribuirseuniformemente. Por conveniencia éstas se colocan conuna distancia entre 6,5 a 8 m entre centros, y con unadistancia no mayor a 4 m con el eje del túnel paralograr un buen confinamiento y evitar un reventón osoplo a través de la entrada.5. ExplosivoPor su baja sensibilidad y excelente performance en elempuje de la roca, se recomienda el Examon. Si sepresenta agua en cantidad considerable en lascámaras, o si la exposición del explosivo al agua va aser prolongada, se recomienda el empleo de emulsióncomo Slurrex-AP. En este caso por su mayor potenciarelativa, presión de detonación y velocidad, se cargaráen menor cantidad que con Examon.6. ConfinamientoPara asegurar el confinamiento, la carga explosivadeberá ocupar por lo menos las dos terceras partes dela sección del crucero o cámara, y estar sellada en sufrente libre por un grueso tabique, preferentemente desacos de tierra o arena.CARGA(Cámara) B B3Q= a.b.B3Q(Redondeo)C1 10 m 1.000 m30,48 x 1 000 = 480 kg 500 kgC2 17 m 4 913 0,48 x 4 913 = 2 358 2 350 kgC3 17,5 m 5 359 0,48 X 5 359 = 2 572 2 550 kgC4 17 m 4 913 0,48 x 4 913 = 2 358 2 350 kgCarga Total 7 750 kgCAPÍTULO 12
    • 281CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO13O13O13O13O13
    • 282
    • 283condiciones de exceso de agua será necesaria unaGelatina Especial 75 o Gelatina Especial 90.Las cargas se ceban individualmente, lo que es lacaracterística del método, y se disparan en formasimultánea para producir el zanjado, ya que no serequiere efecto secuencial. El material volado sedesplazará a los flancos.Para el encendido es preferible el empleo de cordóndetonante, aunque también pueden usarse detonadoreseléctricos o no eléctricos tipo Nonel, instantáneos. Sisólo se dispone de los de retardo se usarán todos delmismo número, que pueden ser entre el número 1 y elnúmero 10.B. De propagaciónCon este método sólo una de las cargas se ceba, conmecha y fulminante. Cuando ésta se dispara la ondade detonación se transmite a través del suelo húmedoa las cargas adyacentes a lo largo de la línea dezanjado, detonándolas por simpatía. Esta acción es tanrápida que todas detonan prácticamente en formasimultánea.La máxima distancia a la que puede actuar lapropagación dependerá de las características del suelo,grado de humedad y tamaño de las cargas.Esta técnica requiere de un explosivo muy sensible a ladetonación por simpatía, usualmente dinamitagelatinosa especial denominada “dinamita para zanjao Exsaditch” la que por sus naturales condiciones tieneque ser manipulada con cuidado. La carga cebada(reforzada) debe tener ubicación preferentementecentral y no en uno de los extremos de la zanja. Elespaciado entre las cargas será menor que el anteriormétodo, 0,3 a 0,6 m entre sí (12” a 18”). Deben tenerseen cuenta los obstáculos naturales (tocones, pedronesenterrados) que pueden obstaculizar a la onda desimpatía, para eliminarlos simultáneamente.Para mantener el nivel de fondo de las zanjas, quesólo deben tener una muy ligera pendiente para drenarel agua (1 a 2%), todos los taladros deben perforarsehasta un mismo nivel de profundidad,independientemente del perfil de la superficie del suelo.Como regla general de zanjeo, en los terrenos pococonsolidados y húmedos las cargas explosivas debentener igual altura de columna, independientemente dela longitud de taco inerte.En terrenos consolidados por lo contrario, las alturasde columna variarán para cada carga de acuerdo alperfil de la superficie, manteniéndose proporcionalidaden los tacos, debiéndose prevenir las sobrecargas.En terrenos tendidos normales, el taco será de mínimo30 cm (1’), en los muy húmedos sólo se necesitaráunos 10 a 15 cm (4”) y en los extremadamente sueltosy húmedos no se requerirá taco llegando el explosivohasta la superficie. En estas condiciones no es aplicableel Examon y menos el ANFO.CAPITULO 13VOLADURA PARA HABILITACIÓN DE SUELOS YAGRICULTURA, PROYECTOS DE IRRIGACIÓN Y OTROSE n agricultura, forestación, obras sanitarias y derecuperación ecológica, así como en trabajos depreparación de terrenos para exploración minera opetrolera, y en la explotación de placeres de oro, estañoy otros metales pesados, especialmente en las zonasde selva, se tienen que efectuar diversos trabajos decanalización, drenaje, corte de árboles, retiro detocones, rotura de pedrones y aflojamiento de suelos,además de la apertura de trochas y caminos, quepueden ser grandemente facilitados con el empleo deexplosivos, como es usual en otros países para bajarel costo de mano de obra y maquinaria y para acortarel tiempo de trabajo.Por esta razón incluimos algunos métodos de aplicaciónpráctica.ZANJASSe denominan zanjas a aquellas obras lineales desuperficie con una anchura comprendida entre 0,6 y 3 my una profundidad que puede oscilar entre 0,5 y 5 m.Cuando exceden estas dimensiones pasan adenominarse excavaciones en trinchera. La voladuraen zanjas presenta mayor factor de carga relativa, loque a su vez incrementa la proyección de fragmentos yla vibración.VOLADURA DE ZANJAS Y CANALESLa voladura de zanjas y de canales menores parairrigación y drenaje, es una alternativa cuando laexcavación mecanizada es imposible por falta deequipo, o impracticable, por ejemplo en zonaspantanosas o en bosques.Esta excavación puede ser efectuada en diversos tiposde suelo, pero su practicabilidad sólo puede serdeterminada mediante pruebas. La cantidad de carga,profundidad y distancia entre taladros deberá ajustarseen cada caso a las condiciones propias del lugar. Comoregla general se estima que esta voladura es másefectiva en margas, arcillas húmedas y tierra compacta,mientras que usualmente es inefectiva en arena, gravasy tierra suelta. En todos los casos es importante elsellado de los huecos con taco inerte.Se aplican dos métodos: convencional y depropagación, siendo lo usual disparar una sola fila detaladros, por tandas.A. ConvencionalEs el más empleado, tanto en terrenos relativamentehúmedos como en secos. Consiste en prepararpaquetes de explosivo (cargas) con un peso variableentre 0,2 a 0,3 kg que se colocan en huecos espaciadosde 0,6 a 0,8 m entre sí (24" a 36"), éstos se ubicarán auna profundidad ligeramente mayor que la mitad dela profundidad deseada de la zanja. Cargas mayoresque las necesarias sólo producirán un incremento delancho de la zanja. De acuerdo a las condiciones delterreno podrá aplicarse Exadit o Semexsa, sólo en
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    • 285CAPÍTULO 13
    • 286EXCAVACIÓN DE CANALES Y TRINCHERAS(TRENCH BLASTING)Por sus dimensiones geométricas, localización ensuperficie donde se encuentra la roca más alterada ycambiante, y en algunos casos por su proximidad aconstrucciones, la canalización tiende a ser una de lasformas más variables de voladura. Los canalesnormalmente son angostos y requieren del movimientode la roca a lo largo de su eje, es así que durante suexcavación, un disparo tendrá que romper y moverroca en un largo equivalente a varias veces el burdende la malla de disparo, secuentemente, y en un anchoque sólo equivale a uno o dos espaciamientos detaladro, lo que hace necesario un incremento del factorde carga respecto a la usual en banqueo, así tenemosque si este factor es de 400 a 700 g/m3(0,75 a 1,25lb/yd3) en promedio, en canalización será de 900 a1 500 g/m3(2 a 3 lb/yd3).Para mejor resultado es conveniente tener en cuentaalgunas recomendaciones y parámetros.A. DiámetroDebe ser cuidadosamente determinado para cadatrabajo, así diámetros menores (32 a 45 mm) permitenajustar espaciamientos, lo que es favorable para zanjasangostas, menores a 0,6 m. Por otro lado taladros de50 a 75 mm (2” a 3”) pueden crear efecto desobrerotura lateral, proyección de fragmentos yvibración, debido al mayor factor de carga.Normalmente la selección del diámetro es uncompromiso entre alta producción y costo final deltrabajo. Como regla para voladura convencional decanal podemos considerar que:Øt= (w/60)donde:Øt: diámetro de taladro a seleccionar, en mm.w : ancho proyectado del canal, en mm dedonde se puede considerar lo siguiente:a. Dimensiones de zanja:Ancho < 1 mProfundidad < 1,5 mDiámetro recomendado:32 a 45 mm (1 ¼” a 1 ¾”).b. Dimensiones de zanja:Ancho > 1 mProfundidad > 1,5 mDiámetro recomendado:50 a 75 mm (2” a 3”).B. Burden y espaciado de taladrosEl diámetro de taladro disponible determina al burden;así tenemos por ejemplo:Diámetro de perforación Burden(pulg.) (cm)< 2 25 Ø> 2 24 ØY el espaciado a partir del ancho estimado para laexcavación de la zanja:Reduciéndose el espaciamiento en los taladros decontorno en un 20 %.El burden y el espaciamiento, como caso referencial,con taladros de 44 mm (1 ¾”) el espaciamiento noexcede de 0,9 m mientras que el burden puede llegar a1,2 m (4’) en voladura convencional el burden no superaal espaciado, mientras que esto en canales puede ocurrir.El ancho del canal debe estar entre 0,75 B y 1,25 B. Siel ancho deberá ser menor que 0,75 B, tendrá queemplearse taladros y cargas menores con espaciadosapropiados para ellas. Si el ancho deberá ser mayorque 0,75 B se necesitará taladro de diámetro grande,o trazo de tres hileras de taladros menores. El radiolongitud a burden: L/B deberá ser mayor que 1.C. Profundidad de perforaciónEs de mucha importancia para obtener el nivel de fondodel canal, así como para determinar la distribución decarga explosiva.Cuando se perfora taladros verticales en canales acampo abierto, la sobreperforación deberá ser igual ala mitad del burden, es decir: SP = 0,5 B, con un valormínimo de 0,2 m. El taco inerte de sello deberá serigual a la longitud del espaciado entre taladros: T = E.Para mejorar la rotura al fondo y reducir el efecto de golpelateral es recomendable perforar los taladros inclinadoshacia la cara libre, en relación 2:1 y 3:1, es decir conángulos entre 18 y 26° respecto a la vertical. Los taladrosinclinados reducen la necesidad de sobreperforación.Los canales de poca profundidad se perforan conmáquinas manuales, pero los profundos requieren detrack drills, o de aparejos de perforación con dos otres máquinas fijadas para perforación en paralelo,usualmente sobre un tractor, lo que permite hacer hastatres huecos a la vez.Algunas veces los canales profundos en roca duratienen que excavarse por banqueo.D. TrazoLos esquemas de distribución de taladros más empleadosson: de simple hilera, de doble hilera cuadrada o alterna(tresbolillo), de triple hilera paralela o alterna, y de cuatroo más hileras en grandes canales de irrigación.El disparo de taladros individuales en este caso esincongruente, debiéndose efectuar por tramos queinvolucran muchos taladros, lo que obliga a aplicaruna secuencia de salidas con retardo que se mueve enuna dirección particular, como una onda, a partir dela cara libre natural, o también desde un punto centralen ambas direcciones del eje del canal. En este casose arranca desde una excavación con corte piramidalo en abanico. Los tiempos de retardo deben seradecuadamente seleccionados para evitarsobrelapamiento, recomendándose detonadoreseléctricos o de tipo Nonel.CAPÍTULO 13
    • 287Por razones prácticas se emplea cordón detonante; eneste caso, lo mínimo aceptable es sacar primero lalínea central y después los flancos mediante retardospara cordón.El disparo total sin estos elementos provocará fuerteconcusión y vibración que afecta a las paredes delcanal; si éste se ubica en una ladera pueden crearsefisuras negativas en el flanco externo.En lugares cercanos a poblaciones o construcciones elcanalizado se transforma en un verdadero arte devoladura controlada, debiéndose incrementar losretardos, cargar los taladros con esquemasdesacoplados para voladura amortiguada, y en muchoscasos cubrir el disparo con pesadas mantas de voladura(blasting mats) para limitar la proyección de fragmentosy la excesiva vibración.CAPÍTULO 13
    • 288CAPÍTULO 13
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    • 290CAPÍTULO 13
    • 291E. Explosivos. Distribución de cargasLos explosivos más adecuados para la excavación decanales deben tener alta densidad y energía paraaprovechar al máximo la perforación efectuada, comoes el caso de la Gelatina Especial 75 o el Exagel-E 65.En rocas de mediana resistencia relativamente secaspuede aplicarse Semexsa 65.Si por la naturaleza del terreno se aplican columnasselectivas, las cargas densas de fondo se estiman conla relación:CF = (0,1 x h) + (0,015 x Ø)donde:CF : carga de fondo.h : profundidad del canal, en m.Ø : diámetro del taladro, en mm.El resto de la columna se llena con Examon-P, de menorpotencia y velocidad, o con los mismos cartuchos dedinamita del fondo, pero de menor diámetro y sin atacar.La carga específica promedia para roca intermedia conresistencia menor a 120 MPa, y para roca dura, conresistencia mayor a 120 MPa en kg/m3es de:Roca intermedia Roca Dura(kg/m) (kg/m)Taladros centrales 0,5 a 0,6 0,7 a 0,8Taladros laterales 0,4 0,6En canales grandes se emplea trazo por hileras consiete o más taladros paralelos y perpendiculares aleje del canal, todos verticales con excepción de losflancos que serán inclinados para formar el taludde equilibrio del canal.El espaciamiento entre hileras de taladros verticalesserá igual y constante, mientras que losespaciamientos entre los taladros inclinados de losflancos serán menores (mitad o un tercio del de losverticales) para lograr un efecto de precorte.Cuando la roca es dura y competente es convenienteintercalar taladros intermedios entre las hileras,pero sólo de la mitad de profundidad.La secuencia de salidas será por banqueo, con iniciopor la fila central.Para taladros de 2” a 3” la carga explosiva sugeridapuede ser un rosario de cartuchos de dinamitasujetos a un cordón detonante, espaciados entre síaproximadamente a lo largo del cartucho, pero conun manojo de tres o más al fondo, o mejor con uncartucho de mayor diámetro como cebo,complementando el llenado del taladro conExamon.CAPÍTULO 13
    • 292TRABAJOS DE EXPLOTACIÓN FORESTAL, DEPLACERES AURÍFEROS, PROSPECCIÓNSISMOGRÁFICA Y OBRAS CIVILESA. Eliminación de toconesLas raíces y tocones de árboles que obstruyan terrenosde cultivo, obras viales, etc., pueden ser eliminadoscon explosivos, aplicándolos de dos maneras: concargas regulares ubicadas bajo las raíces, o con cargaspequeñas introducidas en taladros barrenados en eltronco y raíces más gruesas. Para este trabajo se debetener en cuenta algunos parámetros:- El diámetro del tocón.- La edad y especie del árbol.- La naturaleza del subsuelo.- La distancia máxima permisible para proyecciones.a. Cargas bajo las raícesGeneralmente de 0,2 a 0,3 kg por cada 10 cm dediámetro del tronco, ubicadas normalmente a 0,5 mdebajo del centro del tocón. Esto en terreno suave ycon madera fresca ya que en tierra dura se requerirámenos carga. El explosivo adecuado es la Semexsa 45,pero si hay exceso de humedad y el disparo va ademorar tendrá que aplicarse Semexsa 65 o GelatinaEspecial 75.Para colocar la carga será necesario hacer un taladro oexcavar una conejera, según los medios disponibles. Sies difícil colocar toda la carga, será quizá necesarioampliar el fondo en forma de una pequeña cámaramediante el disparo de 1/3 de cartucho. Es importanteque la carga esté bien ubicada y sea apropiada, ya quesi el tiro fracasa suele producir una gran oquedad quepuede hacer imposible cualquier voladura posterior.Cuanto más suave el suelo mayor la oquedad, por loque el efecto es mejor si el terreno bajo el tronco es duro.Las raíces ubicadas en terrenos pantanosos pueden sermuy difíciles de volar, sin embargo no deben colocarsecargas excesivamente grandes ya que éstas abrengrandes hoyos y generan proyecciones difíciles decontrolar, por lo que en estos casos se debe prevergrandes distancias de seguridad.Los tocones en suelos sueltos, arenosos o en gravarequieren más explosivo que los que están en suelosduros, por dos razones; los árboles en terreno sueltodesarrollan raíces más profundas y amplias y, elmaterial suelto no proporciona adecuado confina-miento facilitando la pérdida de energía. Por otro ladolas raíces en arcillas o suelos pesados y húmedostienden a ser más tendidas y menos firmementeancladas, por lo que requieren menor carga.Los sistemas de raíces varían según el tipo de árbol ylas condiciones del suelo. Muy simplemente podemoscalificarlos para propósitos de voladura como:verticales profundas, ramificadas de medianaprofundidad, ramificadas superficiales y ramificadasdescentradas. Según lo cual se tendrá que colocar unao más cargas, o combinar éstas con cachorros en elpropio tocón. Las cargas individuales se disparan confulminante y mecha, mientras que en las combinadases preferible iniciarlas simultáneamente, con cordóndetonante o fulminantes eléctricos. Las cargas tienenque ser selladas mediante el relleno de los hoyos,preferentemente con tierra compactada.b. Cachorros o taqueosUn método menos violento consiste en introducir cargaspequeñas en orificios taladrados en el tronco, y en lasraíces más gruesas si fuera necesario, para romperloen trozos más fáciles de remover.Las cargas en el tronco pueden consistir de uno ó doscartuchos de Semexsa o Exadit, dependiendo deltamaño del mismo, mientras que las raíces según sugrosor requerirán de medio a uno cartucho. Éstaspueden variar considerablemente ya que la resistenciamaterial en los diversos tipos de madera puede sermuy diferente, según si es fresca o seca.Para los tocones muy grandes o profundos puedecombinarse cargas bajo la raíz y cachorros en disparosimultáneo. Las plastas como es natural son menoseficientes.El confinamiento por tapón inerte es menos exigenteque en la voladura de pedrones.CAPÍTULO 13
    • 293B. Corte de troncosIndudablemente que resulta más económico y precisocortar troncos y árboles con sierra y hacha, como sehace normalmente en maderería, pero cuando se hacenecesario despejar áreas de bosque para trabajosespeciales o urgentes, como abrir trochas viales,controlar incendios, preparar plataformas paraexploración petrolífera o para instalaciones deexplotación de oro en selva, con altos explosivos sepuede cortar árboles fácil y rápidamente, pero con elinconveniente que este método los desgaja y astilla,deteriorándolos en parte.El explosivo debe ser brisante y rápido, y por lo generalresistente al agua, sobre todo en la selva, resultandoadecuadas la Semexsa 65 o la Gelatina Especial 75,según las condiciones.La cantidad de carga dependerá del diámetro deltronco o del ancho de la cara plana si se trata de unaviga, y del lugar donde se coloca la carga. Como reglageneral se requiere aproximadamente medio kilo deexplosivo para cortar un tronco de 15 a 20 cm dediámetro, si está seco, pero si está húmedo o se tratade un árbol en pie esta carga se tiene que incrementaren 1/3 más (20 a 25%). En la práctica se puede calcularbasándose en la relación “diámetro al cuadrado encentímetros igual a la cantidad de carga en gramos”,EjemploPara un tronco de 25 cm de diámetro:(Ø)2= (25)2= 625 gSi la madera está húmeda se aumenta 1/3 más, o sea:4(Ø)2= 4 x 625 = 833 g,3 3que prácticamente serán 850 g.Para este trabajo se practican 3 modalidades: cargasexternassimples,cargasexternasopuestasycargasinternas.a. Cargas externas simplesA modo de plastas, con cartuchos enteros simplementeamarrados al tronco o como masa moldeada concobertura de arcilla, que normalmente se disparan confulminante y mecha. Debe tenerse en cuenta laCAPÍTULO 13
    • 294concusión del aire y que el árbol tenderá a caer endirección hacia el lado donde se ha colocado la carga.Para diámetros mayores se puede aplicar la siguientefórmula práctica:Carga externa:C = (Ø)2, en libras40o también:C = (Ø)2x 0,454,40Para obtener la carga explosiva en kilos; además eldiámetro se expresa en pulgadas como es costumbreen maderería.EjemploCálculo de carga externa para un tronco de 20” dediámetro:C = (20)2x 0,454 = 4,5 kg40Otra modalidad es el corte de troncos con cordóndetonante, hasta un máximo de 15 cm de diámetrodonde por cada centímetro de diámetro se requiereuna vuelta de cordón. Ejemplo: para un tronco de10 cm de diámetro, entonces se requerirán 10 vueltasde cordón. Este método permite cortar varios troncossimultáneamente con un solo encendido.b. Cargas externas opuestasConsiste en colocar dos plastas en las caras opuestasdel tronco, sujetadas con cordón detonante para queestallen simultáneamente. Estos deben tener exactamentela misma cantidad de carga, es decir la mitad de lo quese utilizaría en una carga simple. El método se basa enque las ondas de choque opuestas se concentran en elcentro del tronco donde actúan juntas.c. Cargas internasSi el explosivo se coloca en el interior del tronco, enuno o más taladros perforados con un berbiquí obarrenadora, la carga necesaria será tan sólo de unaquinta parte de una carga externa simple, que puedecalcularse también con una fórmula empírica:C = (Ø)2, en libras de explosivo250O también:C = (Ø)2x 0,454250Para obtener la carga explosiva en kilos; expresándosetambién el diámetro en pulgadas.EjemploCálculo de carga interna necesaria para cortar untronco de 15” de diámetro:C = (15)2x 0,454 = 0,41 kg250Si un solo taladro no es suficiente para contener lacarga explosiva necesaria, se perforará dos o más acorto espacio de separación (espaciamiento), perodispuestos en ángulo recto entre sí. Se disparansimultáneamente.Para mayor eficacia los taladros deben perforarseoblicuamente respecto al eje del tronco, siendo unángulo ideal de 30°, de modo que el fondo del mismoquede ubicado aproximadamente a 1/3 de distancia(en referencia al diámetro) de la cara opuesta, desdedonde se inició el taladro. En este caso la longitud debeser no menor a la del diámetro del tronco, y la columnade carga deberá ocupar entre 2/3 y 3/4 de dichalongitud.Los disparos individuales se efectuarán con mecha yfulminante.CAPÍTULO 13
    • 295En el caso de perforarse taladros perpendiculares aleje del tronco la carga puede resultar insuficiente si eldiámetro es grande, por lo que se distribuirá en dos omás taladros, los que deben perforarse a pocoscentímetros de distancia entre sí (espaciamiento) yorientados a 90°. El disparo preferentemente serásimultáneo.C. Hoyos para plantaciones y aflojamiento desuelosUna buena manera de preparar suelo para plantarárboles es mediante voladura de hoyos. Este métodoahorra tiempo y trabajo, pero mucho más importantees que afloja el terreno en un amplio radio, facilitandosu creación y humedecimiento, lo que permitirá mejorpenetración de las raíces. Este método muestra ven-tajas en proyectos de forestación o de rehabilitaciónde suelos, donde sea difícil el acceso de maquinaria.Mejores resultados se obtienen en terreno seco, ya quesi está húmedo, en especial cuando se trata de arcillas,la explosión tenderá a crear una oquedad y acompactarlo, lo que es inconveniente.Lo usual es perforar un taladro de 1,0 a 1,2 m deprofundidad con una barreta o con un agujereadorpor hincado, soltarle al fondo medio o un cartuchocebado de Exadit 45 o Semexsa 65, que se tapona contierra suelta o arena, sin atacado. Su disparo aflojaráel suelo y abrirá un hoyo cónico en el que se plantaráel arbolito o gajo procedente del almácigo.D. Aflojamiento de suelosMuchas tierras que han sido labradas por años llegana compactarse reduciendo su permeabilidad, lo quedisminuye su reserva natural de humedad y por tantosu productividad. Ésta se recupera normalmente conun ripado profundo mediante un tractor con uñaescariadora, pero cuando no es factible conseguirlo,puede sustituirse por aflojamiento con explosivos. Eneste caso se practicarán taladros semejantes a losmencionados anteriormente espaciados entre 4 y 10 m,dispuestos en hileras reticuladas, y con cargascolocadas entre 0,8 y 1 m de profundidad.Dadas las grandes diferencias de tipos de terreno espreferible hacer pruebas previas en cuanto a cantidadde carga y distancias entre taladros, pero como unaidea de lo económico que resulta el método versuscombustible, tractor, hectáreas; con una caja dedinamita de 25 kg, cargando a medio cartucho portaladro y espaciándolos a 10 m entre sí, podrá aflojarseCAPÍTULO 13
    • 296hasta 4 hectáreas de terreno compactado. El consumode fulminantes y mecha dependerá del número detaladros a disparar.El aflojamiento de suelos compactados se aplicatambién para facilitar la remoción mecánica de lodoscementados, grava, aglomerados y otros, queusualmente forman la matriz de los yacimientos de tipoplacer aluvial de oro, estaño y otros metales pesados,donde este material es excavado y levantado conbulldozers y cargadores frontales para tamizarlohidráulicamente en tromells, zarandas y canaletas,donde se separan por gravedad los elementos valiosos.Si el material está muy compactado y las máquinas nopueden aflojarlo, se abren hoyos de 1 a 2 m deprofundidad donde se colocan cargas de 2 a 5cartuchos, amarrados, cebados con un solo fulminante-mecha y confinados con un tapón de tierra,preferentemente de toda la profundidad del hoyo.El número de hoyos y la cantidad de carga dependeráde las condiciones de cohesión del terreno y de lapotencia de las máquinas disponibles. Comousualmente estos terrenos tienen cierta saturación deagua se tendrá que proteger las cargas con bolsaplástica, no siendo recomendable Examon o similares.Las cargas pueden ser unitarias o estar divididas enpartes (decks).Si el terreno es muy duro y sólo se dispone deherramientas de perforación para pequeño diámetro,se podrá aplicar la técnica de ensanche del fondo deltaladro con pequeñas cargas de explosivo (Buffering)lo que permitirá colocar una carga mayor.CAPÍTULO 13
    • 297VOLADURAS DE APOYO PARA SERVICIOSPÚBLICOS PERFORACIÓN DE HOYOS PARAPOSTES Y PLANTONESEl tendido de postes para líneas de transmisión,telefonía y otros frecuentemente debe efectuarse sobreroca o terreno inapropiado, lo que hace necesarioexcavar hoyos o agujeros para plantarlos,generalmente sin disponer la maquinaria o equiposadecuados para ello. En este caso el empleo dedinamita es una solución para facilitar y acelerar suexcavación. Consideramos dos casos:A. Hoyos para postes convencionales y deemergenciaSu mayor dificultad radica en perforar un taladro inicialde pequeño diámetro, ligeramente más profundo queel hoyo que se quiere excavar, especialmente si no secuenta con maquinaria perforadora. En terreno suaveesto puede hacerse con un barreno helicoidal manual,o con un agujereador por hincado, que consiste en untubo acerado que tiene asideros o mangos en elextremo superior y que termina en una puntaachaflanada en el inferior, que permite agujerear elterreno por hincado sucesivo. Ambas herramientasdeben tener diámetro mayor que el de los cartuchos(25 a 36 mm). En roca intermedia y dura tendrá queemplearse combo y cincel (punta acerada).En todos los casos se debe quitar primero el materialsuperficial suelto a la mayor profundidad posible y aldiámetro completo del hoyo deseado.a. Hoyos pocos profundosSe debe perforar un taladro pequeño a lo largo deleje del hoyo requerido, hasta la profundidadaproximada que se necesite, cargándolo con uncartucho (o fracción) de Exadit, cebado con fulminantey mecha y taponándolo para asegurar buenconfinamiento. La voladura aflojará material durofacilitando su retiro con una pala.b. Hoyos profundosEn roca suave a intermedia: El taladro inicial debe serde 15 a 20 cm más profundo que el hoyo deseado. Lacarga se prepara cortando cartuchos de Exadit oSemexsa en trozos de 5 a 10 cm que se atan a uncordón detonante como en un rosario (el espaciadoentre trozos deberá determinarse por tanteos), la cargacompleta se baja dentro del taladro de tal modo quela parte superior de la columna explosiva quede a unos50 cm por debajo de la superficie del suelo, se cebacon fulminante y mecha y se tapona, luego se dispara.En este caso la perforación requerirá de una máquinamanual con motor propio a gasolina, tipo cobra o unajack hammer con compresora rodante.De acuerdo a la cohesión del terreno puede sernecesario cargar la columna completa con cartuchosenteros, en forma convencional.En estas condiciones si el disparo ha sido bien calculadoy ejecutado, la explosión expulsará al material voladopor la boca mientras que al mismo tiempo presionarálas paredes del hoyo, compactándolo.CAPÍTULO 13
    • 298En roca dura: Para este caso con punta y combo seperfora un pequeño taladro, de 30 a 45 cm (12” a182), que se carga con un cartucho entero cebado ytaponado, que se dispara en forma convencional. Lavoladura quebrará la roca hasta la profundidadcompleta del taladro, entonces se remueve la rocasuelta y se repite la operación de perforación-disparotantas veces como sea necesario hasta terminar el hoyo.Se debe tener cuidado con la proyección de fragmentosy con la craterización por exceso de carga ya que eneste caso el hoyo no será lo suficientemente compactoy formado como para soportar al poste.B. Hoyos para pilotes y postes de alta tensiónPara el tendido de línea de transmisión de alta tensiónsecundaria se utiliza postes de madera, concretotensado y tubos de acero de más de 30 cm (1’) dediámetro y gran peso. Asimismo en construcción civilse emplea pilotes de concreto o vigas “H” de acero,que tienen que ser clavados y fijados sólidamente.Hacer hoyos con explosivos para fijar estos elementoses problemático porque a menudo la voladura resultaen un cráter, que no garantiza la estabilidad del postesi no es rellenado y cementado, con mayor gasto.Por tanto, la voladura de hoyos en estos casos debeser comparada con la de un arranque de túnel conuna sola cara libre.Para hoyos con un diámetro de 50 cm o más el mejordiseño aplicable es el de corte quemado con taladrosparalelos, que tiene la ventaja de proporcionar unhueco bien delimitado, que inclusive puede serefectuado con diferentes ángulos de inclinación.El mejor resultado se obtiene cuando el hoyo se disparaen una sola onda con detonadores de retardo, consecuencias de 25 a 50 ms, siguiendo un patrón clásicode corte quemado. Si no se cuenta con retardos y lostaladros se tienen que disparar con mecha y fulminantesimple, se debe mantener el mismo orden de salidaspara el chispeo de encendido.El explosivo recomendado para conseguir la alta cargaespecífica y efecto brisante que requiere esta voladuraes la Semexsa, salvo que se trate de una roca muytenaz o muy saturada de agua donde será necesarioaplicar una Gelatina Especial. el empleo de Examon oANFO para estos hoyos no es conveniente por su fuerteefecto expansivo, que puede facilitar la craterizacióndel hoyo.CAPÍTULO 13
    • 299Como el hoyo debe quedar bien delimitado, según eltipo de terreno será quizá necesario cargar los taladrosperiféricos con el esquema de voladura amortiguada,mientras que los del centro sí deberán cargarse enforma convencional con buen acoplamiento yconfinamiento para que trabajen con mayor energía.CAPÍTULO 13
    • 300Ensanche de taladros por disparo(Chambering)El fondo de un taladro de pequeño diámetro, talcomo los de diamondrill o wagondrill puede serampliado disparando una pequeña carga dedinamita (1 ó 2 cartuchos) mediante fulminante ymecha. Como el burden resulta demasiado ampliopara que esta carga rompa la roca, su efecto se verárestringido a crear una pequeña oquedad o cámara,la que podrá acomodar después a mayor cantidadde explosivo.Esta carga no se taquea ni tapona, de modo que elmaterial pulverizado por la explosión pueda serexpelido por la boca del taladro como un soplo dedetritus, dejando la cámara limpia.Si es necesaria mayor expansión de la cámara, se repitela operación, teniendo bien en cuenta que ésta debehaberse enfriado antes de volver a colocar explosivo.Esta técnica se empleó años atrás para aumentar lacapacidad de carga de los taladros de banqueo cuandoaún no se disponía de máquinas perforadoras paragran diámetro (4” a 12” de diámetro), y aún tieneaplicación en casos particulares donde la relación dediámetro a profundidad y carga no se pueda cumplir.Como en toda voladura, la calidad de la roca tendráinfluencia en su mejor resultado.CAPÍTULO 13
    • 301CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO14O14O14O14O14
    • 302
    • 303extremo inferior tiene una broca o “corona anular”escariadora, y otra interior o barra extensible, quecomprende a un varillaje normal acoplable conmanguitos y broca convencional en cruz.El tubo y el varillaje se conectan al martillo medianteun adaptador de culata especial que transfiere larotación y percusión o ambos.Trabajan de tal modo que, mientras la barra interiorperfora el taladro de voladura en toda su longitud, laexterior hace una muesca de algunas pulgadas en laroca base, donde se emboquilla firmemente. Alterminar de perforar el taladro se extrae la barra interiory en su reemplazo se introduce un tubo o manguera(funda casing), por el que se inserta los cartuchos einiciador desde la superficie, retirándose finalmente labarra exterior. Los detritos de perforación se retiran porbarrido central con agua-aire comprimido.Este método evita el ingreso de material de la sobrecapaal interior del taladro, y facilita la colocación de lacarga explosiva.Método ODEX (overburden excentrical drilling)En este otro caso el trabajo se efectúa con una solabarra que en su extremo inferior tiene un cabezalespecial, compuesto por una broca normal de botonespara la perforación del taladro propio de voladura,seguida por otra broca escariadora de cuerpo cilíndricoy desplazamiento excéntrico, que amplia el diámetrodel taladro cuando el conjunto gira en un sentido, paradar cabida a un tubo exterior de forro que desciendetras la broca excéntrica a medida que avanza laperforación. El entubado se efectúa de por sí debido alas vibraciones de la barra y al propio peso del tubo.Una vez alcanzada la profundidad prevista en la rocabase, se gira el conjunto en sentido contrario de modoque la broca escariadora se retrae, volviéndoseconcéntrica, pudiendo así extraerse el cabezal por elinterior del tubo de revestimiento, que se ha asentadoen la muesca escariada. A continuación se introducela barra con broca convencional y se continúa laperforación en la roca basal. Los detritos se expulsanpor barrido con agua-aire comprimido.La carga explosiva en los taladros de voladura bajocubrimiento tiene que ser mayor a la carga equivalenteen bancos libres, pudiendo llegar a duplicarse deacuerdo al espesor de la sobrecarga. La carga se ubicanormalmente en el tramo de roca y debe tener suficienteenergía como para romperla y al mismo tiemporemover y levantar la cobertura. En algunos casos setendrá que colocar cargas adicionales espaciadas enel tramo de la sobrecapa.Cuando la voladura es sobre cuerpos mineralizadosde buena ley, se debe tener cuidado con la profundidadde los taladros de desbroce, para evitar la dilución delmineral con el material estéril de la sobrecapa.CAPITULO 14EXPLOSIVOS EN LA INDUSTRIA PETROLERAS e entiende como tales a las voladuras de rocasque no tienen acceso directo para su perforación ycarga, por estar cubiertas por materiales detríticos noconsolidados y disgregables, o por estar bajo agua.Voladura bajo cobertura de materilal detríticoTambién denominada voladura de desbroce, es la quese efectúa para desencapar los depósitos minerales ode rocas comerciales que van a ser explotados por tajoabierto, sea cuando esta capa de desmonte es muygruesa, o cuando presenta dificultad para ser retiradadirectamente con excavadoras mecánicas y volquetes.Este material detrítico, usualmente suelto y heterogéneo,no permite la consolidación de los taladros que estánsiendo perforados, los que se cierran o desmoronan nibien se terminan de abrir, imposibilitando cargar ycebar los explosivos en la parte del taladrocorrespondiente a la roca competente subyacente, quees la que realmente requiere el explosivo.Para atravesar esta cobertura y salvar las dificultadescitadas se puede aplicar los siguientes procedimientos,según la cohesión y espesor del material:a. Con medios manuales excavar un hoyo hasta dejarexpuesta la roca, la que después se perfora conuna máquina convencional, trackdrill o similar. Seentiende que la capa tendrá poco espesor.b. Perforación en doble etapa; consiste en perforarprimero la sobrecapa con una máquina depercusión churn drill como las utilizadas para pozosde agua, hasta llegar a la roca base. Para evitar elcolapso de las paredes de este taladro de grandiámetro (150 a 300 mm) se forra interiormenteintroduciendo hasta el fondo un tubo de cartón,fibra o metal (casing tube) de diámetro cercano aldel hueco abierto. La segunda etapa consiste enperforar el taladro de voladura en la roca basecon una máquina convencional de rotaciónpercusión tipo trackdrill o down the hole (50 a 150mm), bajando la barra de perforación por el huecoforrado. Este sistema tiene el inconveniente de querequiere dos equipos de perforación diferentes.c. Perforación en una etapa: Se evita la complicaciónde utilizar dos máquinas y un tubo casing que secoloca en forma independiente de la operaciónde perforación, a veces con mucha dificultad,empleando equipos que perforan, riman y entubanal mismo tiempo, como los denominados OD yODEX.Método OD (overburden drilling)En este caso la perforación por rotación-percusión seefectúa mediante un equipo con doble barra, unaexterior hueca o tubo exterior de revestimiento en cuyo
    • 304De acuerdo al cuadro las operaciones básicas deaplicación del sistema son:1. La tubería de revestimiento con o sin el varillajeinterior atraviesa simultáneamente el recubrimiento.2. La corona externa avanza unos centímetros cuandose alcanza el substrato rocoso.3. Se perfora con el varillaje interior, siempre que enel transcurso de dicha operación no se atraviesenniveles con material descompuestos o arenosos,en cuyo caso se descendería al mismo tiempo latubería exterior.4. Se termina de perforar el substrato de roca.5. Se extrae el varillaje extensible.6. Se introduce la tubería de plástico para la cargadel explosivo.7. Se extrae la tubería de revestimiento.8. Se deja emboquillada la tubería para introducir elcebo y además los explosivos hasta el fondo deltaladro al nivel de la roca a volar.CAPÍTULO 14
    • 305VOLADURA BAJO AGUATambién denominada subacuática o submarina, es laque se efectúa sobre un terreno o una estructura parcialo totalmente cubierta por agua, a cualquierprofundidad.Se aplica para excavación de fondeaderos, drenajede canales, eliminación de crestones de rocasumergidos o restos de naves siniestradas que presentenriesgo para la navegación, excavación de zanjas paratendido de oleoductos en el lecho de ríos y lagunas,excavación de bases para puentes, demolición deestructuras portuarias, anclaje de pilotes y otros.Por sus condiciones requiere mucho cuidado en laplanificación y ejecución, teniendo en cuenta quecualquier falla suele ser muy difícil de subsanar. Laperforación y carga son particularmente complicadas,requiriendo personal experimentado para su ejecución.Entre sus peculiares requisitos tenemos:a. Necesita de métodos y equipos de perforaciónespeciales.b. Los procedimientos de carga de explosivo difierende los de superficie.c. Requiere mayores factores de carga para poderromper y desplazar la roca, la sobrecapa y el agua.d. Exige explosivos y accesorios con muy buenaresistencia al agua, además de sistemas deiniciación seguros y confiables.e. Obliga a un cuidadoso control del efecto de lasondas de choque y vibraciones, en especial cuandose debe disparar cerca a instalaciones y naves.El efecto de la presión hidrostática obliga a incrementarla carga explosiva entre 3 y 6 veces con respecto alconsumo específico en bancos de superficie, comoejemplo a profundidades de 10 a 12 m o sea a unaatmósfera más de presión que en la superficie, el factorde carga puede variar de 0,9 kg/m3hasta un nivelentre 1,8 y 2,0 kg/m3.Para contrarrestar el efecto natural de confinamiento,el burden entre taladros tendrá que disminuirse entre0,5 y 0,8 del que se emplea para la misma roca ensuperficie y la sobreperforación por lo contrarioincrementarse de 0,8 a 1 veces de burden (20% a 30%de la longitud del taladro) para evitar tener que hacerotra voladura de repaso.La inmersión prolongada en agua obliga a emplearexplosivos y accesorios especialmente resistentes a suefecto hidratante, con alta potencia y brisance paravencer el confinamiento y capaces de mantener susensibilidad a pesar del efecto aplastante de la presiónhidrostática que tiende a insensibilizarlos.Teniendo en cuenta este aspecto, no es convenientetampoco que sean tan sensitivos como para propagarla onda de choque entre taladros, afectando lafragmentación y creando fuerte vibración.Entre las dinamitas la Gelatina Explosiva, Gelignita yGelatina Especial 90 cumplen estos requerimientos,siendo la Gelignita la más corrientemente utilizada entrabajos submarinos a gran profundidad, igualmentelos hidrogeles Slurrex y emulsiones puras se aplicancon buen resultado por su excelente resistencia al agua.En caso de necesidad también se puede aplicarexplosivos menos sofisticados como Gelatina Especial75 y Semexsa 80 debidamente protegidos siempre quela profundidad no exceda de 10 m y que el tiempo deexposición sea corto, pero teniendo en cuenta que sumenor rango puede resultar en la necesidad de tenerque efectuar voladura secundaria correctiva, totalmenteinconveniente. De preferencia no se debe quitar laenvoltura de los cartuchos.IniciaciónEs imperativo que el sistema de inicio sea seguro,eficiente y fácil de manipular. Desde que la voladurabajo agua requiere de salidas con retardo enmilisegundo para lograr una apropiada rotura ydesplazamiento, se prefiere el uso de detonadoreseléctricos y no eléctricos tipo Nonel, al de cordóndetonante acuático.La iniciación eléctricaPor ser delicada requiere de un control previo completo,con medición de los detonadores por separado y delas series en conjunto, no sólo de las resistencias sinode las pérdidas de corriente, lo que requiere de muchapráctica por parte del personal encargado de sumanejo.En voladura submarina el agua debe considerarsecomo una solución electrolítica que facilita las pérdidasde corriente, lo que es riesgoso para la operación, porlo que todos los empalmes y conexiones deben dejarsepreferentemente fuera del agua, sobre pequeñosflotadores, sujetos con cordeles, etc., pero en caso deser necesario tenerlos en el agua deberán colocarsedentro de una manga o cajita absolutamenteimpermeable (la cinta aislante corriente no essuficiente).Deben utilizarse detonadores eléctricos especialmentediseñados para voladura bajo agua, fuertes, aisladose impermeables como los de tipo VA-OD de doblecápsula y doble aislamiento. Los cables conductoresdeben resistir los considerables esfuerzos a los que sesomete el sistema bajo el agua, en especial si está enmovimiento.Los detonadores no eléctricos de shock, como los detipo Nonel OD equivalentes a los VA-OD, tienen laventaja de reemplazar los cables eléctricos por un tubode shock plástico, íntimamente sellado con sudetonador, lo que los hace impermeables. Comoademás no tienen el problema de pérdidas de corriente,su empleo se viene incrementando últimamente endetrimento de los eléctricos; sin embargo se debe tenermucho cuidado con los empalmes. Estos detonadoresse fabrican con períodos de retardo similares a loseléctricos VA-OD, que usualmente varían en rangosde 25 ms.CAPÍTULO 14
    • 306Por lo general, cuando se usan detonadores eléctricoso de tipo Nonel se recomienda colocar dos por taladro,especialmente en las cargas a gran profundidad, paraasegurar la salida del disparo.El cordón detonante acuático, se utiliza con frecuenciapara voladuras simultáneas, especialmente en plasteo,pero la dificultad para obtener retardos precisos entrehileras además de problemas de cortes causados porcordones que se cruzan y tocan en el momento de ladetonación debido al movimiento del agua, vienendisuadiendo cada vez más de su empleo para voladurasimportantes. La mecha de seguridad, a pesar de surelativa resistencia al agua por el forro de plástico, esinadecuada para voladura bajo agua.El espaciamiento entre los taladros puede ser igual alburden (malla cuadrada) en disparos simultáneos, perosi se va a emplear retardos el espaciamiento deberáser aproximadamente 1,4 veces el burden para limitarel efecto de detonación prematura entre taladros porsimpatía.Aparte de estos sistemas convencionales se handesarrollado otros para casos específicos, como losdetonadores activados por presión dominó (ICI) quepermiten iniciar voladuras en aguas profundas, conmayor seguridad, menor tiempo y menos costo de laoperación en conjunto. Este sistema requiere la simpleexplosión de un taladro bajo el agua para crear unaonda de choque expansiva que iniciará la detonaciónen cadena de los otros taladros por simpatía, eliminandola necesidad de preparar larga y engorrosas conexionesde cables, tubos Nonel o cordón detonante.Con este método un solo taladro se ceba en formaconvencional con detonador o cordón, y aún esto puedeser obviado en zonas profundas ya que también enonda de choque puede ser generada por una cargaexplosiva suspendida desde una boya y detonada enel agua por encima de los taladros a disparar, queserán activados mediante un cebo de Pentolita colocadoen la boca de cada uno y en el cual está insertado undetonador de presión dominó. Este artificio es seguro,no se arma hasta no alcanzar una profundidad de 10metros (ajustable) y requiere una presión mínima mayorde 1 000 psi (6.895 kg/m2) por lo que su cota detrabajo está entre 100 y 200 m (hasta 600 m conalgunos ajustes especiales de fábrica).Recientemente se ha experimentado un sistema deinducción electromagnético (Nissan-RBC) en el quecada taladro se inicia mediante un mini explosorconectado a un detonador eléctrico, que en conjunto secolocan en el interior de un cartucho de Gelatina Especialpara formar el cebo. Cada explosor además de la bobinareceptora tiene un diodo rectificador, un condensador parala chispa de disparo y su switch electrónico.El elemento activador central consiste en un osciladorde ondas de alta frecuencia con su antena de cuadropara emitir una corriente de excitación, que se instalaen una lancha o cercanamente en tierra.Para activar el sistema, se encierra con la antena elárea a ser disparada formando un gran lazo, extendidoen la superficie del agua mediante flotadores. Alaplicarle una corriente eléctrica de baja frecuenciadesde una base remota, se crea un campoelectromagnético alternante a través del plano del lazode la antena, que es recibido por la bobina de cadaexplosor ubicado en los taladros.El potencial eléctrico alterno inducido en la bobinareceptora se rectifica a directo en el diodo y se almacenaen el condensador como energía eléctrica para activaral detonador.El condensador se satura con carga en unos 60segundos. Al interrumpirse intencionalmente la corrientede baja frecuencia de la antena el circuito de disparose cierra automáticamente por el switch electrónico, yla carga del condensador pasa al detonador eléctricodisparándolo. Naturalmente que el orden de salida delos taladros estará dado por los elementos de retardopropios de cada detonador.Procedimientos de voladuraLa voladura bajo agua se efectúa por dos procedimientos:con perforación y por plasteo o concusión.a. Voladura bajo agua con perforaciónLa perforación puede realizarse con diversos métodos,sea con buzos y una perforadora pequeña enteramentesumergidos, o mediante aparejos de perforaciónespeciales montados sobre balsas enteramente desdesuperficie. Las condiciones generales para perforación,carga, cebado y disparo, así como para la posteriorremoción de los detritos son difíciles, especialmenteen los lugares con fuertes corrientes de agua o grandesolas.La perforación subacuática aun con máquinasespeciales presenta serias dificultades, como las demantener fijo el propio equipo sobre el lugar a perforar;el emboquillado y alineamiento de los barrenos; lanecesidad de un buzo y plantillas para replantear eltrazo de perforación; el arenamiento de los huecosrecién abiertos; la colocación de las cargas explosivaso instalación de los sistemas de iniciación bajo elmovimiento del agua, más la necesidad de hacer unmayor número de taladros por m3a mover, hace quela perforación con medios convencionales seainoperable, por lo que se practica con alguna de lassiguientes maneras:1. Por perforación y carga con máquinasconvencionales adaptadas para trabajo bajo agua,sea martillos de mano o perforadoras de oruga(trackdrill) operadas por buzos. Adecuada parapequeñas operaciones a baja profundidad que norequieran alto rendimiento. Además del sellado delos mecanismos de mando se requiere adicionaruna manguera al martillo para expulsar el aireutilizado a la superficie.CAPÍTULO 14
    • 307Los inconvenientes mayores son: el arenado de lostaladros; la mala visibilidad debido a la turbidez delagua provocada por la misma operación; sulimitación práctica y económica a excavaciones depoca profundidad de taladro en áreas limitadas desuperficie (50 a 100 m2) y de poca profundidad bajoel agua (10 a 15 m); la necesidad de operadoreshábiles; el corto ciclo de trabajo y su alto costo.Para el trabajo con trackdrill u otro tipo de carrosmóviles la topografía del fondo debe ser regular ysuave, libre de lodo y fango.2. Perforación con máquinas convencionales desdepedraplenes. Donde el agua no sea profunda (3 a 5 m),puede resultar económicamente ventajoso prepararun pedraplén sobre el área a ser volada, utilizandopiedras sueltas que se acomodan para formar unaplataforma cuya superficie llegue un poco más arribadel nivel del agua. La perforación y carga se efectúandesde la plataforma atravesando el pedraplén conbarreno entubado. en el cálculo de carga explosivapara los taladros en la roca, debe considerarse unincremento para vencer la presión del agua más elpeso del pedraplén.3. Perforación desde superficie, con aparejosmontados sobre balsas, (pontones o plataformasautoelevables).No existe un diseño estándar para estas estructurasya que su tamaño, forma y facilidades disponibles abordo (compresoras, generador, servicios, etc.)dependen de la envergadura del trabajo y de lascondiciones del medio (oleaje, mareas, etc.) por loque generalmente se construyen para un trabajoespecífico y se desmantelan cuando éste termina.La finalidad que se persigue con estas estructuras esrealizar el máximo número de taladros y operacionesdesde las mismas, independientemente de lascondiciones reinantes en el lugar de trabajo.Las perforadoras suelen ir montadas en torres omástiles para trabajos a profundidad con barrenoslargos. También se puede montar varias máquinasjuntas sobre un caballete corredizo, para aumentarla productividad de perforación en aguas pocoprofundas. Estos aparejos pueden ubicarse a un ladodel pontón o al centro del mismo. El mayor problemaen perforación subacuática es mantener elalineamiento de los barrenos y el emboquillado.Normalmente se emplea perforadoras del tipo ODy ODEX descritas anteriormente para lasperforaciones bajo recubrimiento, o el métododenominado kelly bar, aplicable cuando la roca estábajo recubrimiento de material no consolidado. Paraello desde el pontón se baja un tubo pesado, deacero, de diámetro ligeramente mayor que el de labroca de perforación (102 a 152 mm), el mismoque se asienta en el piso y sirve de guía para elbarreno. Conforme la perforación avanza el tubose hunde en la sobrecapa hasta llegar a la superficiede la roca, actuando como un forro casing queimpide el ingreso de detritos al taladro; terminadala perforación se retira el barreno y se carga eltaladro por el mismo tubo, finalmente se levanta eltubo para ubicarlo en nueva posición y perforar otrotaladro.Un sistema similar emplea una barra hueca conbroca anular en lugar del tubo kelly, para ello sebaja primero una pata soporte que sirve de guíapara el barreno perforador, cuando el taladro se haperforado, se retira el barreno convencional y se bajala barra hueca que rima hasta el fondo del taladro,luego se carga el explosivo por la misma barrahueca, que se va extrayendo conforme se baja lacarga.Trazo y cargaLa mayoría de trabajos bajo agua se presentan comovoladuras de banco, zanjas para dragado y huecos deanclaje. Estos últimos como excavaciones de recortecon características de confinamiento que los semejana frontones estrechos con la agravante de la presiónhidrostática, por lo que requieren alta carga específica.El resultado de la voladura sin cara libre depende delcorte de arranque; de ahí la importancia de la calidadde perforación. Los trazos en general son similares alos aplicados en superficie, teniendo en cuenta que sedebe mantener menor distancia entre los taladros yaumentar la sobreperforación, por la tendencia delfondo a formar lomos. Los cortes con taladros inclinadosson menos problemáticos que con verticales.La cargaEs una operación difícil sobre todo en aguas movidas.La presión que debe efectuarse por la contrapresióndel agua, por ello es conveniente emplear tubos o guíasemboquilladas para bajarlos desde la superficie (porseguridad el cebo debe ser el último en bajar). En rocasmuy fracturadas, incompetentes o con oquedades lacarga de cartuchos sueltos individuales puede noresultar adecuada, siendo preferible enfundarlospreviamente en tubos plásticos.Normalmente los taladros se cargan a columnacompleta, hasta el tope, para incrementar la energíaya que el agua actúa perfectamente como tapón. Sifuera necesario la carga puede reducirse en los taladrosperiféricos para evitar el efecto de cráter.Factores de carga y parámetros de trazoComo referencia, el consumo específico de explosivoen bancos de superficie (kg de explosivo/m3de materialvolado) para diferentes tipos de roca varía entre:Calidad Factor de cargade roca (kg/m3)Maciza, tenaz, resistente 0,6 a 1,5Intermedia, menos resistente 0,3 a 0,6Muy fracturada o alterada, 0,1 a 0,3suave, friableCAPÍTULO 14
    • 308La carga específica promedio en bancos de superficiecon cara libre es de 0,5 kg /m3; bajo agua es de 1,0kg/m3(en rocas tenaces con alto confinamiento aprofundidad puede llegar hasta 2,5 a 3 kg/m3), estealto factor se considera también como margen deseguridad, ya que si un taladro no detona (lo que esusual bajo agua) el adyacente trabaja manteniendoun factor promedio de 0,5 kg /m3en esa área.Para asegurar la fragmentación bajo la presión delagua y la cobertura (si la hay) este factor de cargaespecífica se tiene que incrementar en:a. 10% para taladros verticales, resultando en 1,10kg/m3.b. La presión de agua se compensa agregando 0,01kg/m de columna de agua (ha).c. La presión de la sobrecapa se compensa agregando0,02 kg/m de columna de material (hmr).d. Para la sección de roca, la compensación será de0,03 kg/m3por metro de altura de roca (hr), de talmodo que la carga específica empleando elexplosivo denso para agua (Gelatina Especial,Slurrex, etc).La carga específica será:- Para taladros verticales:Ce = 1,10 + (0,01 x ha) + (0,02 x hmr) + (0,03 x hr).- Para taladros inclinados:Ce = 1,0 + (0,01 x ha) + (0,02 x hmr) + (0,03 x hr),que también puede determinarse por la relación:Ce = 0,5(kg/m3) + 0,1(kg/m3) x hedonde:he : altura equivalente de la columna de agua ydel material de recubrimiento, expresadoen altura de roca, o sea:he = ρax (ha x ρmr) x hmr + (hr)ρrρrsiendo:ρa: densidad del agua.ρmr: densidad del material de recubrimiento.ρr: densidad de la roca.ha : altura de la columna de agua.hmr : altura de la columna de recubrimiento.hr : altura de la columna de roca.Concentración linear de carga: (q)Es la cantidad de carga explosiva por metro de taladro,que se determina por la relación:q = f (Ø x ρex P)donde:f : factor de fijación (de Languefors):Tipo de taladro Factor “f”Verticales 1,00Inclinados en relación 3:1 0,90Inclinados en relación 2:1 0,85Ø : diámetro del taladro, que puede determinarseaproximadamente basándose en la profundidadde excavación proyectada (si no se conoce deantemano):Profundidad de Diámetroexcavación(m) (mm)0 a 3 302 a 5 403 a 8 515 a 15 706 a 20 100ρe: densidad del explosivo.P : presión de carga del explosivo (manual oneumático).CAPÍTULO 14
    • 309El área que cada taladro va a arrancar se determinadividiendo la concentración de carga (q) entre la cargaespecífica requerida (Ce).A = (f/ Ce), en m2Esquema de perforación. TrazoLo recomendable es emplear malla cuadrada, dondeel burden es igual al espaciado (B = E), luego el burdense determina sobre la base de:B = √ A ; o sea B = √(f/Ce)La Sobreperforación (SP) debe ser igual al burden (SP= B) con malla cuadrada o al menos: SP = 0,8 B conla alterna, luego la profundidad de taladro deberá serigual a la altura del banco hasta el nivel que se requierecortar, más la sobreperforación: (H + SP).Ejemplo de cálculo simple para voladura bajo aguacon perforación:Parámetros:Diámetro de taladro : 110 mm (4").Profundidad del agua : 12 m.Espesor de sobrecapa : 2 m.Altura de banco (espesor) : 5 m.Perforación vertical:Explosivo: Lurigel 800 de 75 x 550 mm (3" x 21") oequivalente.Iniciación: eléctrica con detonadores VA/OD-MS deretardo en milisegundos.Carga específica requerida (según fórmula):Ce =1,10 + (0,01 x 12) + (0,02 x 2) + (0,03 x 5,0)Ce =1,41 kg/m3.La concentración de carga será dada de acuerdo aldiámetro, densidad del explosivo y densidad decarguío, para este caso por ejemplo 5,3 kg/m.Area por taladro:A = Concentración de cargaCarga específicaA = 5,30 = 3,7 m21,41Luego burden x espaciado (B x E) = 3,7 m2.B = √ 3,7 = 1,9 mE = 1,9 m (malla cuadrada).Sobreperforación igual al burden = 1,9 m.Profundidad de taladro (H) = 5,0 + 1,9 = 6,9 mTaco = (1/3) B = 1/3 x 1,9 = 0,60 m.Carga: concentración de carga x altura de carga =5,3 x (6,90 - 0,60) = 33,4 kg.Carga específica = Carga por taladroVolumen de roca aromper por taladroCAPÍTULO 14
    • 310b. Voladura bajo agua por plasteoEste método se aplica cuando no es posible o no eseconómica la voladura con perforación. Consiste encolocar un gran número de cargas explosivassuperficiales espaciadas sobre el lecho a romper, quese disparan simultáneamente para no disturbar el trazode distribución de las mismas, ya que puedendesplazarse por el efecto de concusión de los propiostiros aislados.Es adecuado para eliminar crestones de roca, removerbancos de lodo y arena, romper el lecho marino o deríos para excavar zanjas con dragas o retroexcavadoras(trabajo usual en el tendido de oleoductos o gasoductos)y para la destrucción de estructuras obsoletas o de navessiniestradas. No es adecuado para excavación querequiera límites precisos, tipo recorte para cimentacióno anclaje, por su tendencia a craterización.Sus resultados son inferiores respecto a la voladuracon taladros en cuanto a fragmentación y volumen deroca a mover por disparo, además de que el consumoespecífico de explosivos es mucho mayor, por lo generalde 1 a 2 kg/m3. El efecto de concusión y vibración delsuelo es muy severo y puede limitar su aplicación enáreas cercanas a instalaciones delicadas o naves.Las cargas se colocan directamente sobre la superficiede la roca, sin cobertura de arcilla como en las plastasde superficie, ya que el agua se encarga delconfinamiento; por ello es conveniente remover primeroel material de recubrimiento de la roca si lo hubiera.Con plastas se puede romper bancos de hasta 1,5 m yexcavar hasta 5 m en trincheras en roca suave, aprofundidades hasta 10 m, teniendo en cuenta que amenos de 2 m de profundidad hay riesgo de concusiónde aire y proyección de fragmentos.En superficies regulares se distribuyen en mallacuadrada, generalmente con los siguientes patrones:En roca dura: granito, basalto, gabro, cuarcita, etc., lamalla debe ser de:1,0 x 1,0 m a 1,5 x 1,5 mEn roca suave: caliza, conglomerado, lutitas, etc., lamalla debe ser de:2,0 x 2,0 m a 2,5 x 2,5 mEn crestones de roca irregulares la distribución deplastas se tendrá que adecuar a la forma de ellos.Usualmente las cargas se bajan desde una balsamediante cuerdas, en algunos casos con un pesoencima (piedra o molde de concreto), para evitar quetiendan a flotar o a moverse en su desplazamiento. Apesar de estar preparadas con explosivo altamenteresistente al agua, como GelignitaGelignitaGelignitaGelignitaGelignita, se recomiendaenvolverlas en bolsas de plástico, para que no sedisgreguen.También se aplican cargas dirigidas o conformadas,fabricadas especialmente con este fin, (como elFragmex de Nitro Nobel) que facilitan el trabajo, yaque sólo tienen que colocarse sobre la roca. Las quetienen el fondo cónico metálico tienen la ventaja deque al momento de detonar, el metal se funde ytransforma en un proyectil de alto impacto que golpeay perfora la roca con mayor efectividad. Como esteproyectil requiere unos instantes para formarse, esconveniente darle espacio y tiempo colocando la basede la carga a unos centímetros sobre la superficie dela roca, mediante patas fijas o regulables. Estas cargasvienen en tamaños diferentes con pesos de 2; 5 y 10 kgo más; son prácticas pero de alto costo.Cuando no se dispone de ellas se pueden habilitarlocalmente. Como ejemplo tenemos algunas que seprepararon con cilindros vacíos para romper y excavarel lecho de algunos ríos que tenían que ser cruzadospor la tubería del oleoducto del Nor Peruano.Unos cilindros vacíos usados de 200 litros y 87 cm dealtura se cortaron por la mitad con soplete,convirtiéndolos en dos de 43 cm de altura, con unacara abierta. En el fondo con tapa de cada mediocilindro, se soldó una semiesfera de plancha metálica(moldes para concreto de 45 cm de diámetro, dadosde baja), dejando una luz anular de 5 cm entre el bordeexterior del molde y el interior del cilindro. También sesoldaron 3 orejas de fierro de construcción en el ladoabierto superior, para levantarlas con cable y grúa.Sobre el domo (semiesfera) se colocó una capa dedinamita Gelignita moldeada a mano, de unos 10 cm,de espesor, que se cubrió con otra capa de arcillaplástica del mismo espesor. Sobre la arcilla se colocóotra capa, más delgada, de bolsas plásticas pegadascon jebe líquido para impermeabilizar al conjunto.Finalmente sobre la última capa se colocó grava hastael borde del medio cilindro, para darle peso. En lacapa de explosivo se alojaron previamente dos cebos(cartuchos de Gelignita con detonadores eléctricos)dejando los cables afuera, puenteados por seguridad.En algunos cilindros se colocó cordón detonante en“U” con sus extremos anudados introducidos en elexplosivo.Los semicilíndricos se colocaron con grúa en el lechode los ríos, espaciados a 1,5 m entre sí y bajo un nivelmedio de agua de 2,5 m, alineadas. Según el tipo deroca rompieron entre 1 y 3 m de profundidadfacilitando el dragado casi inmediato con una grúa decucharón de almeja.CAPÍTULO 14
    • 311Cálculo de cargaComo ejemplo tenemos: el factor de carga promediopara roca intermedia de la zona se fijó en 0,41 kg/m3,y para efectos de plasteo se estimó en 4 veces más,1,64 kg/m3. Los parámetros también promedio paraexcavación fueron:- Profundidad media del agua: 2,5 m.- Profundidad de excavación: 1 m.- Espaciado entre cargas explosivas: 1,5 m (burdeny espaciamiento).- La columna de agua (ha) equivalente a laprofundidad de roca a ser desplazada por la cargaexplosiva se determinó como:ha = densidad del agua x profundidad del aguadensidad de rocaha = 1 x 2,5 = 1,04 m2,4- Carga específica: se aplicó la estimada por tanteo;1,64 kg/m3.Para calcular la carga explosiva efectiva, laprofundidad de excavación propuesta (1m) seincrementó en 25%, o sea 1,25 m (P) para asegurarel arranque hasta el nivel propuesto, de modo que lacantidad de carga a ser colocada en cada cilindro sedeterminó en:Carga = (B x E) (P + ha) x CE= 1,5 x 1,5 x(1,25 + 1,04)x 1,64 kg = 8,5 kgCAPÍTULO 14
    • 312c. Concusión y vibración bajo aguaEl disparo de estas cargas como dijimos es simultáneo.Como corrientemente se emplea cordón detonante cuyavelocidad media es de 7 000 m/s y en cada metrotiene un retardo propio de 143 microsegundos,mientras que la duración del pico de presión por cargaes de sólo unos microsegundos, se entiende que unospocos metros de diferencia de cordón entre las cargaspueden causar diferencias sustanciales de tiempo, porlo que se puede estimar que las plastas saldránindividualmente con retrasos entre 0,15 a 0,3 ms, porlo que se presume que ocurre una cooperación de lasondas de shock en el agua, que crean un fuerte efectode concusión transmitible a gran distancia y que puedeser muy destructivo.Recordemos que un trazo de voladura con varias plastasmostrará un tren de ondas que consiste en una serieajustada de picos de presión, bastante diferente delcaso de una simple carga, donde sólo se aprecia uno.La máxima presión se produce con cargas en superficie,que es 10 veces mayor que si las mismas estuvieranconfinadas en taladros y fueran disparadas a diferentestiempos; en este caso la duración de la onda de shockes corta, y su valor pico se reduce a la mitad enfracciones de milisegundo. No ocurre cooperación entrecargas de diferente retardo (el intervalo normal es de25 ms) ni tampoco entre cargas diferentes con el mismoperíodo de retardo, mientras que la dispersión entrecada período sea de más 5 ms.El efecto de concusión es mayor bajo el agua que enel aire, si se tiene en cuenta que la velocidad del sonidoen el agua es de 1 425 m/s y en el aire sólo de 340 m/s.Esto como de dijo puede afectar a la voladura, pero esmás serio el efecto que puede causar a las personasque se encuentran cerca al lugar de la explosión (losmismos buzos, pescadores, bañistas) a las naves y ainstalaciones cercanas.Como referencia, la máxima onda de presión quepuede soportar el cuerpo humano sin protecciónespecial varía entre 0,172 MPa y 0,34 MPa en el sistemainternacional (equivalentes a 50 psi, ó a 3,5 kg/cm2) yel límite fatal de sobrepresión está en 2,06 MPa(equivalente a 300 psi, o a 21 kg/cm2). Según fuentesde U.S. NAVY, basado en ellas H. Wolff preparó lasiguiente fórmula empírica para estimar distancias deseguridad cuando se disparan cargas “confinadas entaladros” bajo agua.CAPÍTULO 14
    • 313CAPÍTULO 14
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    • 315CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO15O15O15O15O15
    • 316
    • 317Localizar estas estructuras geológicas bajo tierra ydeterminar su potencial como reservorios dehidrocarburos, se ha convertido en una cienciaespecializada denominada “prospección petrolífera”,cuyo principal medio de exploración es la GeofísicaAplicada, que comprende a diferentes técnicas decampo para inferir la estructura del subsuelo.Estas técnicas son: la Gravimetría, Magnetometría,Termometría, Detección Radioactiva, PolarizaciónEléctrica Inducida y Prospección Sismográfica; tambiénaplicadas para la investigación de yacimientosminerales y agua, y cuyos resultados son posteriormenteverificados mediante taladros de sondaje, pozosexploratorios, geoquímica y otros medios decomprobación.La Magnetometría y la Gravimetría se empleanpreferentemente en exploración regional para detectarnuevas áreas favorables, mientras que la prospecciónsismográfica se enfoca a determinadas áreasgeológicas previamente estudiadas, para confirmar ydelimitar cuencas existentes de hidrocarburos y agua,señalando de paso la ubicación más favorable para laperforación de pozos exploratorios.La prospección sismográfica o simplemente Sísmica sebasa en la investigación del comportamiento elásticode las rocas, impedancia sísmica, permeabilidad,disposición estructural y profundidad de yacencia. Supropósito es el de detectar y determinar irregularidadesen los lechos sedimentarios, denominadas“discontinuidades”, tales como pliegues y fallas quepuedan haber servido como depósitos de acumulaciónde petróleo, gas y agua.Explora las diferentes capas de la corteza terrestremediante el rebote o reflexión a profundidad, de ondassísmicas elásticas creadas en superficie mediante una“fuente generadora de impulsos”, tal como un impactoo una explosión.Su alta precisión, elevada resolución y gran penetracióna profundidad, basadas en la relativa facilidad quetiene para inferir formaciones y cambios estructurales,con alto grado de confiabilidad, hacen que actualmenterepresente más del 95% del trabajo de exploración entierra firme, a nivel mundial.El avance actual de esta técnica permite representarmediante la interpretación de gráficos sismo-estratigráficos, el mapeo estructural de la corteza hastaprofundidades de más de 10 000 m.CAPITULO 15EXPLOSIVOS EN LA INDUSTRIA PETROLERAL os explosivos tienen importante participación enesta industria, mayormente en campos especializados,en muchos casos con técnicas altamente sofisticadas.Tenemos por ejemplo su aplicación en las siguientesetapas de operación:A. En exploraciónExplosivos para prospección sismográfica.B. En extracciónExplosivos convencionales para obras de acceso azonas de trabajo y explosivos en la preparación deplataformas para instalar equipos de perforación,campamentos, helipuertos y otras obras.C. En producciónExplosivos convencionales para excavación de zanjasy obras auxiliares para el tendido de oleoductos ygasoductos. Explosivos para voladura subacuática enla excavación de zanjas en lagunas y lecho de ríos, enobras portuarias y en pilotaje para plataformas deperforación off shore.D. En recuperaciónExplosivos especiales para trabajos de recuperaciónde producción mediante perdigoneo u otros métodosen pozos que han bajado su aforo por agotamiento,obstrucciones y otros motivos.Explosivos en cargas a profundidad para reactivar elflujo de petróleo de las capas productoras hacia lospozos, por efecto de concusión y vibración.Explosivos en trabajos urgentes de demolición, cortede tuberías, etc.Explosivos en la extinción de incendios de pozos.Explosivos especiales para trabajos bajo alta presión yalta temperatura.PROSPECCIÓN SISMOGRÁFICA ENEXPLORACIÓN PETROLERAEl gas natural y el petróleo se originaron por ladescomposición de microorganismos en formacionesgeológicas sedimentarias de cuencas oceánicas, paraluego migrar hacia la superficie a través de capaspermeables, hasta quedar atrapados en estructurasimpermeables denominadas “trampas estratigráficas”,entre las que predominan los plegamientos anticlinales,los domos de sal, sistemas de fallas, arrecifes calcáreosfósiles, discontinuidades estratigráficas y otras.
    • 318Generalidades del método sismográficoUn golpe violento y repentino como el que produceuna explosión en el terreno genera un impulso elásticoo energía sísmica que se proyecta en todas direcciones.La vibración resultante del suelo se registra en puntosdeterminados de la superficie mediante pequeñossismógrafos denominados geófonos.La medición de los intervalos de tiempo que transcurrendesde que se genera el impulso hasta su recepción enlos geófonos colocados a diferentes distancias, permitedeterminar la velocidad de propagación del impulsoen el suelo, pero como el suelo normalmente no eshomogéneo, esta velocidad variará tanto a profundidadcomo en sentido lateral. La medición de los intervalosde tiempo permite conocer los valores de velocidad dedesplazamiento de la onda elástica a través de losdiferentes medios o capas existentes en el subsuelo, ypor tanto las posiciones de los límites entre zonas dediferente velocidad.Como los límites entre capas que registran distintasvelocidades de onda generalmente coinciden con loslímites geológicos, un corte transversal en el que serepresenten las interfases de velocidad puede parecersea un corte geológico transversal. Aunque ambos nosean necesariamente iguales puede inferirse la formay ubicación de tal límite o “discontinuidad”.Los geófonos recogen las vibraciones y las conviertenen impulsos eléctricos para transmitirlos a unoscilógrafo y una grabadora magnética de cinta. Eloscilograma obtenido es conocido en la especialidadcomo “registro”.Un registro usualmente muestra 24, 48 o más trazasgraficadas en paralelo, donde cada trazanormalmente representa el efecto acumulado de ungrupo de geófonos.Los registros se interpretan en detalle en un centro deprocesamiento de datos por personal altamenteespecializado para preparar posteriormente mapasgeológico estructurales.Cuanto más claridad y frecuencia muestren las ondasse logrará un registro de mayor calidad o “resolución”,esto depende de varios factores:a. La cantidad de energía aplicada para generar losimpulsos.b. La profundidad a que se hallan las capasgeológicas detectadas.c. La impedancia acústica de las rocas (densidad porvelocidad sónica) y la diferencia de impedanciasentre capas geológicas.d. Del grado de absorción de las diferentesformaciones.e. Del grado y forma como las diferentes ondas sedesvían al contactar las discontinuidadesgeológicas, reflejándose o refractándose.A mayor profundidad que se encuentren lasformaciones se registrarán menos frecuencias, tantopor la distancia vertical como horizontal, porque lacorteza actúa como un filtro que las atenúa porabsorción, efecto que normalmente se expresa endecibeles por longitud de onda.También influyen los efectos de reverberación quedistorsionan las señales al atravesar diferentesformaciones. En el aspecto operativo de la sismografíados aspectos son importantes: La fuente de energía yla recepción de ondas.CAPÍTULO 15
    • 319a. Fuentes de energíaPara que el sismógrafo pueda captar las ondasreflejadas, la fuente generadora de impulsos debeproporcionar la señal de más alta frecuenciatécnicamente posible y en el menor tiempo posible,prácticamente instantáneo, o casi instantáneo.De acuerdo al alcance a profundidad que se quiereexplorar y de las condiciones del terreno se aplicandiferentes fuentes de impulso; que en la práctica seclasifican en dos grupos:a. De alta energíaExplosivos sísmicos, explosivos convencionales,cargas dirigidas.b. De baja energíaMedios mecánicos de aplicación eventual:- Impactador de caída libre, masa metálica de 3toneladas, que se deja caer desde una altura de 3 m.- Vibradores - compactadores mecánicos oneumáticos, transportables como el Vibroseis.- Impulsores o explosores de gas, como el Dinoseis,que proyecta violentamente una plancha de fierrocontra la superficie del terreno.b. Recepción de ondasLa medición exacta del tiempo es esencial ensismografía, ya que un error de sólo una milésima desegundo puede significar un desplazamiento de 2 a 3m en la localización real de una estructura subterránea,por ello las hojas de registro tienen líneas espaciadasa un centésimo de segundo, que permiten estimar losmilésimos en los trazos.En este aspecto es determinante el grado de precisiónde los geófonos y del equipo de registro compuestopor: amplificadores con filtros para eliminar frecuenciasinnecesarias, reverberaciones y otras distorsiones;registradores de canales múltiples, computadoras yregistradoras. Los registros se graban con una señalluminosa sobre papel fotográfico en movimiento, o enbanda magnética que es más funcional.Dada su importancia en el sistema y como ilustración,describimos brevemente al geófono, que técnicamentees un transductor electrodinámico capaz de sentir lavibración y traducirla en una señal eléctrica,directamente proporcional a la velocidad de la partículade vibración (que es el parámetro a registrar). Consistenormalmente en una caja sensitiva que comprende:- Un resorte.- Una masa móvil.- Una bobina desarrollada alrededor de la masa.- Un imán permanente.El sistema se desplaza libremente dentro de un campomagnético creado por el imán. Cuando la bobina semueve por efecto de la vibración del terreno, en elcampo magnético se induce una corriente eléctricaproporcional a la velocidad de desplazamiento de labobina.CAPÍTULO 15
    • 320En el ejemplo (1) del dibujo, la bobina es fija,el imán montado en otro casco se mueve enrelación con la vibración mecánica que recibe,mientras que en el ejemplo (2) la bobina esmóvil.Normalmente en una “corrida geofísica” se ubican 24ó 48 geófonos o grupos de geófonos en sistemas delíneas paralelas o en abanico. Los geófonosespecialmente preparados para uso bajo el agua sedenominan hidrófonos.CAPÍTULO 15
    • 321MÉTODOS PARA GENERAR ONDAS MEDIANTEEXPLOSIVOSSon tres los más aplicados:A. Disparo de cargas confinadas en taladrosEs el más empleado. Su ventaja es que proporciona lamejor transferencia de energía por kilogramo deexplosivo. Los taladros varían desde 51 a 102 mm (2”a 4”) y desde un metro a cientos de metros enprofundidad según el trabajo a efectuar, y usualmentese cargan con explosivo tipo gelatina sísmica encartuchos sellados, como Geodit o Geodit-P (pentolita)en los más profundos. Su mayor desventaja es el costoy dificultad de la perforación, especialmente en lugaresagrestes.Su rendimiento comparativo con otros métodos tantoen tierra como bajo agua es de 100% bajo agua.B. Disparo de cargas superficialesPoco usual, generalmente en áreas despobladas y bajoagua. Consiste en disparar cargas explosivas simplescolocadas sobre el suelo, libremente o enterradasparcialmente, éstas pueden ser desde unos cuantoscartuchos hasta grandes cargas (especialmente pararefracción). Su rendimiento comparativo en tierra esde un 20% y bajo agua sube a 75% por elconfinamiento natural.C. Cargas dirigidasEstas se basan en que la energía de explosióntransferida a un cono metálico produce un dardo quepenetra en el suelo con una velocidad de 5 000 a 7000 m/s; produciendo un buen efecto de onda. Comono requiere perforación es ventajoso para prospectaráreas difíciles, donde la perforación no sea factible.Su rendimiento comparativo es de 75% en tierra y 90%bajo agua.PRINCIPIOS DEL MÉTODO - ONDAS ELÁSTICASLa base del método es la teoría de elasticidad. Laspropiedades elásticas de los materiales estáncaracterizadas por el módulo de elasticidad (E), o porotras constantes que especifican la relación entreesfuerzos y deformaciones, tanto lineales comoangulares o de corte.Para el estudio de la propagación de las ondaselásticas se utilizan el módulo de rigidez (h) y el decompresibilidad (K), que usualmente se muestran entablas en la literatura sobre mecánica de rocas. Comoejemplo podemos señalar los siguientes, con valoresde Pascal.Onda Elástica.DefiniciónSi el esfuerzo que está siendo aplicado a un medioelástico es súbitamente retirado, la “condición depropagación” de las deformaciones a través del medioes una onda elástica.Una explosión crea en sus proximidades una intensacompresión radial en fracción de segundos, al cesarsu efecto se generan impulsos de compresión comoondas elásticas, las que después se reflejan o refractanal entrar en contacto con las discontinuidades delterreno.CAPÍTULO 15ROCA (K) (K): Pa x 10-10(n): Pa x 10-10Mármol - caliza 3,7 a 5,7 2,1 a 3,0Granito - diorita 2,7 a 3,3 1,5 a 2,4Diabasa - basalto 7,3 3,7Arenisca 1,25 0,61Cuarzo - Chert 1,5 3,0Vidrio 5,0 2,5Hierro 9,5 5,0
    • 322Hay varias clases de ondas elásticas, como:a. Ondas longitudinales, de compresión, uondas tipo PEn ellas las partículas del medio afectado se muevenen la misma dirección que la propagación de la onda.A este tipo pertenecen las ondas sonoras. Su velocidadestá dada por:VP = K + (4/3 h)ρmdonde:VP : velocidad de onda.K : módulo de compresibilidad.h : módulo de rigidez.ρm: densidad del medio.b. Ondas transversales, de corte u ondas tipo SEn este tipo de ondas las partículas del medio afectadose mueven en dirección perpendicular a la direcciónde propagación de la onda. Su velocidad está dada por:VS = hρmDe donde se deduce claramente que: VP > VS.d. Ondas superficiales u ondas de RayleighSi el medio tiene una cara libre, habrán también ondassuperficiales. En éstas, las partículas del medio afectadodescriben elipses en el plano vertical que contiene a ladirección de propagación. Su velocidad es deaproximadamente 0,9 VS.En la superficie, el movimiento de las partículas esretrógrado con respecto a la de otras ondas.d. Ondas de LoveEstas ondas se observan cuando la velocidad de ondassísmicas es mayor en el estrato superior que en elinferior. Las partículas del medio oscilantransversalmente a la dirección de la onda y en unplano paralelo a la superficie, por lo que sonesencialmente de corte o cizalla.Las ondas de cizalla son muy destructivas en losmacrosismos que se estudian en sismología, en cambiono tienen mayor importancia en prospección geofísica,donde generalmente son filtradas por los mismosgeófonos corrientes, que sólo son sensibles a lacomponente vertical del movimiento del suelo, es decirque registran la llegada de ondas “P” o de ondassuperficiales, aunque también eventualmente las ondas “S”.En la práctica se les designa como:- Superficiales: las que se desplazan por la superficiedel terreno.- Primarias: las que se internan en el terreno, estascomprenden a las longitudinales y transversales.Elsiguienteconocidodiagramamuestralasondasprimariasy superficiales generadas a partir de un punto de disparo.CAPÍTULO 15
    • 323Las velocidades de las ondas elásticas soncaracterísticas en cada material, dependiendo de sucomposición química y de su grado de compactación,habiéndose encontrado que son mayores en las rocascristalinas (ígneas y metamórficas) que en lassedimentarias.En estas últimas las velocidades tienden a incrementarsecon la profundidad y con la edad geológica.Como ejemplo referencial se muestra el siguientecuadro de velocidades promedias, en m/s.REFRACCIÓN Y REFLEXIÓN DE LAS ONDASSÍSMICAS MÉTODOS SISMOGRÁFICOSLas ondas sísmicas se desplazan siguiendo las mismasleyes que rigen en óptica geométrica. No siendonuestro propósito profundizar en sus fundamentos yaspectos teóricos, sólo mostramos su interpretacióncon diagramas simples y conocidos.Geológicamente el modelo más sencillo deestratificación comprende a una interfase horizontallocalizada a una profundidad “h”, que separa a doscapas o medios de distinta velocidad, ejemplo V1yV2, donde una es mayor, en este caso V2. Estavelocidad de capa es realmente la velocidad de laonda elástica en la capa.Si en la superficie del terreno se efectúa un disparo enun punto “S” para ser registrado por un geófono en unpunto alejado “G”, las ondas elásticas generadassiguiendo el esquema más simple, viajarán en tresposibles trayectorias:La primera (1) o SG, es la misma que siguen las ondasde Rayleigh, en superficie y con velocidad VR.La segunda (2) es la onda directa “P” que se internacon una velocidad VP, mayor que VR, y que al encontrarla interfase en un punto A se refleja y refractaparcialmente. Al reflejarse completa la trayectoria SAGy al refractarse se separa de la normal al plano deinterfase (3).CAPÍTULO 15MATERIAL ONDAS P (m/s) ONDAS S (m/s)Aire 330 -Agua 1 450 -Arena 300 a 800 100 a 500Morrena glaciar - brecha 1 500 a 2 700 900 a 1 300Pizarras calizas - dolomitas 3 500 a 6 500 1 800 a 3 800Sal gema (de roca) 4 000 a 5 500 2 000 a 3 200Granitos - rocas ígneas 4 600 a 7 000 2 500 a 4 000
    • 324Cuando una de la serie de ondas que se refractan lohace con un ángulo crítico, se obtiene que la ondaviaje paralela al límite entre capas con una velocidadV2, generando en el medio superior un impulso demenor amplitud denominado onda frontal, que sedirige nuevamente a la superficie formando unángulo equivalente “a” con la normal a la interfaseen el punto de ubicación del geófono, es decirsiguiendo una trayectoria SABG, como se ve en elgráfico siguiente.De este segundo gráfico podemos deducir que eltiempo para que la onda directa llegue al geófonoestá dado por:t = d/V1donde:d : distancia de S a C.Por otro lado la onda que recorre la trayectoria SAC lohará en un tiempo:t = d + 2 x h x ((V2)2- (V1)2)1/2V2V1x V2La distancia crítica “x” donde se encontrarán ambasecuaciones será por tanto:d = 2 x h x (V2+ V1)(V2- V1)De donde se despeja “h”, que es la potencia o espesordel estrato superior, siendo éste el fundamento del“método sísmico de refracción”.Como un terreno normal no homogéneo con frecuenciaesta constituido por materiales estratificados, dondecada capa tiene una velocidad constante o que varíauniformemente con la profundidad, y donde lasinterfases pueden formar cualquier ángulo con lahorizontal, se puede estimar la gran cantidad deimpulsos con diferentes frecuencias y ángulos deincidencia que llegan a un geófono como rebotes demúltiples ondas, y lo difícil de su identificación einterpretación.Esto teniéndose en cuenta que no se requiere registrar lasondas de corte, las de superficie, ni las de concusión de aire.CAPÍTULO 15
    • 325MÉTODOS DE CAMPOBásicamente son dos:Cuando los geófonos se ubican cerca de la fuente deenergía (disparo) para registrar la onda sísmica creadaque viaja siguiendo una trayectoria esencialmentevertical, la técnica se denomina “método de reflexión”y cuando los geófonos se disponen extendidos a largasdistancias de la fuente de energía, en comparación ala profundidad de sondeo, la técnica se conoce como“método de refracción”.En este caso la onda se propaga bajo una trayectoriaprincipalmente horizontal, normalmente por un materialde alta velocidad cubierto por materiales de velocidadinferior.En los registros, las señales reflejadas se distinguenpor su forma, carácter y coherencia a lo largo de lasmuchas trazas graficadas en paralelo, mientras quelas señales refractadas son las primeras deflexionesque aparecen en las trazas.A. Método de refracciónEn este método los geófonos detectan dos señales aldetonarse la carga explosiva, una es la onda directaque viaja a través del medio superior y otra la ondarefractada que parcialmente viaja a través del medioinferior, más rápido. La directa alcanza primero a losgeófonos más cercanos al punto de disparo, mientrasque la refractada alcanza primero a los más alejados.Los valores de tiempo en que llegan las señales y ladistancia de cada geófono al punto de disparo segrafican obteniéndose dos curvas, las que seinterceptarán para un tiempo y distancia dado, es decir,la distancia al punto de disparo que es alcanzadosimultáneamente por ambas ondas se determinamediante diagramas de tiempo.Conociendo la distancia “d” y utilizando las ecuacionesantes indicadas se podrá determinar la potencia “h”de estrato superior, para cada caso, de modo que esposible calcular la profundidad a la que se hallan variosmedios.En la práctica se coloca una serie de geófonosextendidos a largas distancias del punto de disparo,de cientos de metros a varios kilómetros, distribuidosusualmente en tres arreglos básicos:a. Perfil en líneaLos geófonos se extienden a lo largo de una líneatrazada en el terreno, donde se quiere hacer el perfilsísmico, colocándose el explosivo en el punto mediode la línea para explorar ambos ladossimultáneamente.b. Perfil en lateral (broadside shooting)En este caso varios puntos de disparo son colocadosen dos líneas paralelas y la línea de geófonos en unatercera paralela, al centro.c. Arreglo en abanico (fan shooting)Los geófonos se colocan formando un arco con centroen el punto de disparo y equidistantes al mismo. Seaplica para la localización preliminar de estructuras opara determinar cuerpos irregulares, como los domosde sal.CAPÍTULO 15
    • 326Este método fue el primero en utilizarse con gran éxitoentre los años 1923 y 1928 para la localización dedomos salinos en el Golfo de México, vinculados a lapresencia de petróleo.A pesar de ser un método simple requiere de cargasexplosivas muy grandes, mayores cuanto más lejosestán ubicados los geófonos, siendo otro inconvenienteel que resulta poco práctico y caro para profundidadesde exploración mayores a 200 m; por otro lado, comopermite cubrir grandes distancias con un sólo disparose utiliza actualmente en forma limitada parareconocimientos rápidos que no requieren altaresolución.B. Método de reflexiónEmpleado desde el año 1936, actualmente domina laprospección porque proporciona mejor detalle estructuraly es muy efectivo en la localización de petróleo.El principio del método, como el del radar, es medir eltiempo que tarda en llegar a un geófono receptor elreflejo de una onda generada por un emisor (disparo)asumiendo que esta onda es sólo del tipo “P”.En este método la separación entre geófonos espequeña, de unos 25 a 100 m comparada con lasprofundidades sondeadas que va entre 200 a más de5 000 m. Su principal ventaja en cuanto a explosivos,se requiere menor cantidad de carga paraCAPÍTULO 15
    • 327prospecciones de mayor resolución y profundidad queen el caso de la refracción. Así, en promedio seemplean cargas de 15 lb (6,8 kg) ubicadas a 30 m deprofundidad en taladros de 50 a 100 mm (2” a 4”)retacados con agua, existiendo incluso actualmente latendencia a emplear pequeñas cargas a 2 m, deprofundidad, lo que es una ventaja económica.También en determinados casos se puede sustituir lacarga de taladro profundo por un arreglo de pozosmúltiples relativamente superficiales, o por cargasdirigidas (booster sísmicos).En la práctica un arreglo clásico es utilizar 24geófonos en línea (end on spread) con la fuente enun extremo, usual para extensiones de perfileslargos de hasta 3 000 m, y el de disposiciónalternada (stradle spread) que consiste en colocarla carga explosiva en medio de la línea de tiro con12 geófonos por lado, para extensiones menores a1 000 m.En el campo generalmente se reemplaza el geófonosimple por una serie de geófonos, generalmente 20en línea, en lo que se denomina un arreglo (array).Estos arreglos se colocan a su vez como detectoresindividuales a lo largo de la línea de prospecciónsiguiendo una disposición especial (spread). La máximadimensión del arreglo oscila entre los 30 y 100 mdependiendo de varios aspectos, de manera que todoslos geófonos reciban el frente de onda al mismo tiempo.Para el levantamiento de áreas extensas se debe diseñartoda una red de líneas de prospección, pero como unalínea no proporciona información en tercera dimensión,esto se consigue utilizando disposiciones de arregloscruzados (cross-spreads).Para interpretar los registros se debe tener cuidadocon las llamadas reflexiones múltiples, con lasondas superficiales o ruido y con la capa de bajavelocidad o capa meteorizada, definida por el nivelfreático (3 a 30 m) corrigiéndolos y reduciéndolosa un nivel de referencia (datum plane) eliminandoa la capa meteorizada y sus efectos de falsasseñales.CAPÍTULO 15
    • 328CAPÍTULO 15
    • 329EXPLOSIVOS EN PETRÓLEO. EXPLOSIVOS PARASÍSMICAComo condición básica debe ser muy estable en suspropiedades de tiro, especialmente de velocidad ypresión de detonación, para que puedan proporcionarimpulsos elásticos iniciales constantes y bien definidos.El explosivo en sí, o el envase que lo contenga, debetener alta resistencia al agua y a presiones hidrostáticas,a impacto e incluso a alta temperatura, condicionesfrecuentes en los pozos profundos utilizados en reflexiónsísmica, o en la exploración submarina.Deben ser sensitivos al fulminante sismográfico, ocontar con accesorios o primers reforzadores que sí losean, para garantizar su correcta iniciación.Deben tener condiciones físicas que les permitan“dormir” por largos periodos de tiempo dentro de lospozos, sin perder sus facultades, por lo que en sumayoría se presentan envasados en recipientesherméticos de metal o de plástico, de medidasestandarizadas, resistentes a impacto y deaproximadamente medio kilo (1 lb) por unidad; estosenvases deben ser roscables, para formar columnasacopladas de longitud y peso acordes con losrequerimientos de trabajo.Deben ser seguros para soportar maltrato en transportey manipuleo, y largos períodos de almacenaje endiversidad de climas y condiciones ambientales.Comprenden los siguientes tipos:A. Altos explosivosa. Dinamitas y gelatinas sísmicasSu empleo es el más difundido por sus ventajas de altavelocidad de detonación, 4 500 a 5 500 m/s altadensidad y elevada resistencia a presiones hidrostáticaspor largos períodos de tiempo, además por susensibilidad directa al fulminante sísmico.Usualmente envasadas en recipientes plásticos rígidosherméticos de 1 y 1/4 lb (450 y 115 g) de peso y de32 mm a 51mm (1 ¼” a 2”) de diámetro, roscables,se prefieren para disparos en taladros profundos,normalmente 20 a 30 m, a veces hasta 100 m,formando columnas de una a más de 10 unidadesacopladas, contínuas o intercaladas (vertical staking).Ejemplo: Geodit.También se emplea dinamita en cartuchosconvencionales para condiciones menos severas yprofundas. Ejemplo: Gelignita.Los taladros sísmicos normalmente se confinan con agua.b. Hidrogeles y emulsionesSon menos sensibles y más seguros para manipular,tienen muy buena resistencia al agua pero son menosresistentes a presiones hidrostáticas elevadas y por logeneral no pueden “dormir” por tiempo largo bajopresión. Su velocidad promedio está entre 3 500 y 5500 m/s sensibles al detonador directo, como el casode Lurigel y Exagel-E.Eventualmente utilizados para disparos en superficie ybajo agua, como cargas libres encartuchadas, otambién en taladros poco profundos, 5 a 10 m algunasveces a granel; incluso en bolsas plásticas selladas (sismopack) colocadas sobre estacas a cierta altura del suelo.c. Cargas de pentolitaMuy estables y resistentes a la presión hidrostática,sensibles al detonador sismográfico, tienen velocidadmuy constante del orden de 7 000 m/s. Aplicables entaladros donde pueden permanecer largo tiempo.Ejemplo: Geodit-P en cartuchos iguales a los de Geodit,de 1 000, 500 y 135 g.d. Minicargas de pentolita u otro alto explosivocoladoUsadas normalmente en huecos de pequeña profundidad(1 m) y de pequeño diámetro (mini holes) en terrenospoco accesibles para las operaciones de perforación yregistro. Su velocidad está entre 7 000 y 7 500 m/s, sonresistentes al agua y presión y tienen alta densidad, perosu costo es elevado (ejemplo: Atlas G booster).B. Agentes de voladuraMezclas de nitrocarbonitratos granulares secos, convelocidad de detonación de 3 500 a 4 000 m/s, comomáximo. Su ventaja es la seguridad en su empleo y sudesventaja principal su nula resistencia al agua y menosa la presión hidrostática, por lo que tienen queenvasarse en recipientes de metal o de plástico de altadensidad, herméticamente sellados, roscables yacoplables, para ser cargados en taladro de 20 metrosde profundidad en promedio. Son insensibles alfulminante por lo que requieren un booster acoplable,para iniciarse. (carga cebo sensible o mini booster).Algunos disparos para refracción con taladros muydistantes se efectúan en superficie, empleando un granvolumen de ANFO o Slurry.C. Booster o cargas dirigidas sísmicasBasadas en el principio Monroe de cargas cónicas queal detonar forman un dardo que penetra al suelo convelocidades de 5 000 a 7 000 m/s, fabricados conalto explosivo, denso, colado, moldeado con su baseahuecada, todo dentro de un envase plástico. Secolocan sobre el suelo en lugares donde no se puedeperforar, y usualmente en la disposición de pozosmúltiples (donde varias cargas superficiales distribuidasordenadamente sustituyen a un taladro normal).Detonan directamente con el fulminante, pues llevansu propio cebo interior. Ejemplo: Fracmex.D. Accesorios sísmicosComprenden básicamente al fulminante eléctricosismográfico, a los cordones detonantes sísmicos, primerso cebos y accesorios auxiliares, como las puntas y anclaspara fijar las columnas de cargas sísmicas en taladrosprofundos y evitar que la presión de agua los expulse.El fulminante eléctrico sismográfico es indispensableen la mayoría de trabajos, desde que las cargas estáninterconectadas con el equipo de conteo y registro porCAPÍTULO 15
    • 330medio del explosor. El registro los geófonos se iniciadesde el momento en que se acciona el control deldisparo, precisamente cuando el circuito de encendidose corta, lo que se considera el tiempo de inicio de onda.Se diferencia del fulminante eléctrico instantáneocomún en que su carga explosiva es mayor y en que sutiempo de iniciación debe ser menor de un milisegundopara evitar distorsiones en las lecturas, (en los comuneses de 3 a 5 m) recordando que un error de 1 m en unregistro representa un error de 3 m (6’ a 8’) en lalocalización de una estructura subterránea, vemos queésta es la condición más importante.La cápsula de aluminio es reforzada y hermética, puesdebe tener alta resistencia a la presión y a las corrientesestáticas o vagabundas. Para iniciarlo generalmentese emplean explosores de condensador con corrientesde disparo muy elevadas (5 A y mínimo 2 A). Lostiempos de encendido entre detonadores pueden variarentre 1 y 10 ms, lo que debe tenerse en cuenta paraprevenir errores. La longitud de cables es variable, entre3 y 30 m. Se fabrican tipos especiales para trabajobajo el mar y en taladros de hasta 200 m, dondepueden presentarse temperaturas sobre 450 °C.E. Primers o cebosEmpleados para iniciar a los agentes de voladura nosensibles. Hay dos tipos: los constituidos por el mismoagente de voladura al que se han añadidosensibilizadores, y los manufacturados con altosexplosivos moldeados, generalmente pentrita.F. Cordón detonante sísmicoEn prospección sísmica el cordón tiene dos empleos:a. Como medio de iniciación de las cargas explosivascuando no se dispone o no se quiere utilizar cablesde conexión muy largos para la iniciación eléctrica.El fulminante sismográfico inicia al cordón y éste ala carga al fondo del taladro, efectuándose losajustes necesarios en el registro.b. Como fuente de energía en refracción sísmica enterrenos de topografía plana y regular.Los cordones de alto gramaje de pentrita se disponensiguiendo la línea de tiro y se hacen detonar.Como se conoce su velocidad de detonación, es posibleconsiderarlo en su longitud como toda una serie depequeñas cargas detonadas en secuencia uniforme aintervalos de tiempo conocidos.Para ambos casos se requiere cordones de velocidadalta y uniforme, y de mayor resistencia a la tracción eimpermeabilidad que los convencionales. Usualmentede 20, 30, 40, 80 y 120 g/m de carga y 45 a 65 kg deresistencia a la tensión. Deben también tener buenaresistencia a la presión hidrostática, sobre 3 kg/cm2.G. Explosivos para usos especialesPara pozos profundos y para trabajos fuera de norma enla industria petrolera, se fabrican cordones de altogramaje, extra reforzados con forros de jebe, plástico,nylon, vinyl y teflón, en lugar de hilo y PVCusuales.Ejemplo: Primacord 25 RDY nylon, Primadord 70PYX Teflón y Primacord 80 HMX nylon, de Ensign. Bickford.El perdigoneo de pozos consiste en introducir un aparejoo cañón que contiene pequeñas cargas dirigidasdispuestas en forma axial y radial, que se activanmediante un detonador especial cuando se llega a laprofundidad determinada, de modo que éstas perforenel entubado permitiendo que el flujo de hidrocarburose incremente. Éste es un trabajo complejo y delicado,que se efectúa en condiciones extremadamente difícilespara el explosivo, con altas presiones del fluido ytemperaturas muy elevadas, con riesgo de que laexplosión pueda obstruir el flujo normal del pozo, porlo que es efectuado por firmas especializadas.CAPÍTULO 15
    • 331CAPÍTULO 15
    • 332Una de las más costosas, riesgosas y espectacularesformas de aplicar explosivos es el método diseñadopor Myron Kinley y perfeccionado por Red Adair paraextinguir incendios de pozos de gas y petróleo,colocando una carga de nitroglicerina solidificada ymoldeada de modo que la energía de explosión sedirija a un punto preciso por encima del tiro del pozo,para suprimir súbitamente el oxígeno y extinguir lallama. La carga que según el caso puede variar entre200 y 900 kg, debidamente aislada contra las altastemperaturas y bajo un constante chorro de agua paraprotegerla y enfriar el área, se acerca al pozosuspendida en el extremo de la pluma de una grúablindada, que la ubica y coloca en posición retirándoserápidamente, para permitir el inmediato disparoeléctrico de la carga. Éste es prácticamente el únicométodo funcional, y se ha aplicado en muchos pozosen todo el mundo.TRABAJOS CONEXOSExcavación de zanjas para oleoductos y gasoductosLa excavación de zanjas para enterrar las tuberías deoleoductos y gasoductos es una operación de campoabierto que puede cubrir cientos de kilómetros derecorrido por regiones de topografía, geología y climamuy variados, que requiere de diferentes técnicas deperforación y voladura, y que por lo general la efectúancontratistas eficientemente organizados paraoperaciones de gran envergadura.Esta técnica comprende varias etapas o actividades,que deben efectuarse en forma paralela y continua,usualmente distanciadas por tramos, que podemosordenar por sectores como sigue:A. AvanzadaCorresponde a la preparación de una carretera oterraplén, de unos 10 a 15 m, de ancho que permitael movimiento de equipos pesados. Comprende atrabajos de corte de laderas y lomos, banqueo,relleno y nivelación, siguiendo el eje de tendidodel oleoducto. Se denomina “punta carretera” aeste sector.B. Excavación de la zanja en el terraplén preparado,que a su vez comprende aa. Excavación y retiro de la sobrecapa de materialsuelto, mediante zanjadoras o retroexcavadoras.b. Perforación de la roca remanente, carga y voladurapor tramos.c. Retiro de los escombros, nivelación del fondo conuna capa de tierra suelta. Los escombros se retiranal lado opuesto donde se va a ensamblar la tubería.C. EnsambleA cierta distancia por detrás del sector enexcavación, cuadrillas de especialistas realizan elempalme de los tubos mediante soldadura,incluyendo controles con “rayos x” y otros métodospara evitar poros y grietas, formando una tuberíacontinua que queda tendida junto a la zanja. Lostubos previamente se doblan y conforman conmáquinas especiales para adaptarlos al perfilsinuoso del terreno.D. Enterramiento de la tuberíaQue se realiza por tramos largos con el trabajosincronizado de tractores dotados de pluma lateral,que en forma simultánea la levantan, desplazan ydepositan al fondo de la zanja.E. Revisión y prueba hidráulica de la tubería soterrada,por tramos, la que finalmente se cubre con losdetritus de la propia excavación.La sincronización y velocidad de avance son muyimportantes, ya que un retraso en perforación yvoladura podría permitir que la tubería alcance lapunta de zanja, paralizando el resto de trabajos.Por ello generalmente se emplean aparejos deperforación montados sobre tractores o camiones,con 2, 3 a 4 máquinas que trabajan paralelamenteperforando los huecos en forma simultánea. Comoestos aparejos se pueden subir y bajar, laprofundidad de perforación se puede obtener sinnecesidad de cambiar de barrenos. Usualmente lostaladros son de 38 a 102 mm (1 ½” a 4”) dediámetro, verticales o inclinados. La profundidadde perforación depende del diseño de la zanja, yla sobre perforación de las características de la roca(normalmente de 20 a 40%).Los trazos de perforación según el diámetro de tuberíapueden ser de 1 a 3 o más hileras, generalmente contaladros alternos.La iniciación del disparo puede efectuarse con1. Cordón detonante, con retardo de 15 a 20 m entreun grupo de 2 a 4 taladros y el siguiente (usualmente1 y 2 hileras) los disparos con cordón sin retardoscausan excesiva rotura. Cuando se quiere disminuirlas proyecciones, los taladros se cubren con tierramediante bulldozer, dejando en ese caso la líneatroncal del cordón a un costado.2. Detonadores eléctricos, especialmente efectivos entaladros profundos, mejoran la fragmentación yafectan menos las paredes de la zanja. Puedendistribuirse de las siguientes formas:a. Detonadores de un mismo retardo en línea, demodo que los tiempos de salida se incrementansiempre en la misma fracción de tiempo. Ejemplo:trazo de 3 hileras con retardo de 25, 75 y 125 m,en este caso cada tanda de 3 taladros demora 25 m.b. Detonadores con retardo escalonado en grupos detaladros, de modo que cada uno tiene diferenteretardo. Estos grupos se repiten formando series.Ejemplo: en un trazo de 2 hileras se puede formarseries de 7 taladros con 25 m de retardo por taladro,y en uno de 3 hileras grupos de 11 taladros.Usualmente se disparan hasta 10 series por tanda.c. Detonador no eléctrico de retardo. Ejemplo: sistemaNonel Unidet, que comprende a detonadores Nonelde 500 m que se colocan al fondo de los taladros,y retardos Unidet de tiempo fijo (17, 25, 42, 100 ó200 m) en superficie (estos retardos están formadosCAPÍTULO 15
    • 333por una manguera y una caja plástica que contieneal retardo y puede conectar hasta 4 mangueras, deotro de los detonadores Nonel).El tendido para el canal puede ser también de 1, 2,3 ó más filas, donde el primer taladro de cada filasale con 500 ms, como el Unidet más utilizado esde 42 ms, el segundo taladro saldrá con 542 ms,el tercero con 584 ms, y cada uno de los siguientescon 42 ms más. Este sistema está ganando cadavez más aplicación por su simplicidad.CAPÍTULO 15
    • 334CAPÍTULO 15
    • 335EXCAVACIÓN EN LECHO DE ARROYOS Y RÍOSSIN PERFORACIÓNA. Carga explosivaDepende del tipo de roca y de las condiciones dediseño: geometría de la zanja, profundidad de taladros,espaciamiento, etc. Usualmente se emplea dinamitatipo semigelatina (Semexsa) o hidrogel explosivo(Lurigel) como carga de fondo, y Examon o ANFO comocarga de columna. En roca muy resistente o con excesode agua se cargará gelatina a columna completa.B. Cruce de ríosEs usual que el tendido del oleoducto cruce uno o másríos, en este caso la excavación de la zanja será convoladura subacuática sin perforación, con explosivoresistente al agua como Gelignita, Gelatina Especial90, Lurigel 800 o Exagel-E con dos métodos:a. Explosivo en sus cartuchos convencionalesamarrados axialmente a un cable suspendido sobreel río, formando una manga gruesa de largoequivalente al ancho del río, cebado con cordóndetonante. Se deja caer la manga, disparándolauna vez que toque el lecho del río, lo que abriráuna zanja irregular, que se limpia luego con unaexcavadora de almeja o de arrastre. La profundidadmáxima para este disparo es de 3 a 6 m.b. Con cargas dirigidas o conformadas, tambiénsuspendidas mediante un cable, y que se dejan caeren forma similar a la anterior, para tramos másanchos y hondos.CAPÍTULO 15
    • 336CAPÍTULO 15
    • 337CAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULCAPÍTULO16O16O16O16O16
    • 338
    • 339NORMAS Y ASPECTOS GENERALESLa voladura de rocas se considera un trabajo de altoriesgo, si bien su índice de frecuencia en relación conotros tipos de accidentes es menor, su índice degravedad es mucho mayor, generalmente conconsecuencias muy graves que no solamente afectanal trabajador causante de la falla, sino también a lasdemás personas, equipos e instalaciones que le rodean.Según estadísticas en el ámbito mundial, los accidentescon explosivos se producen mayormente por actosinseguros de los operarios, que por condicionesinseguras.La inexperiencia o negligencia por un lado y el excesode confianza por el otro han mostrado ser motivo del80 a 90% de los accidentes.Aunque no es razón primordial del presente tema tratarel aspecto personal, hay al menos 10 factores humanosque causan accidentes, los que en el caso especial delmanipuleo de explosivos y voladura, deben ser tomadosmuy en cuenta por todos los involucrados,especialmente por los supervisores responsables de lavoladura; éstos son:A. Negligencia:- Dejar de lado las normas de seguridadestablecidas.- No cumplir con las instrucciones recibidas.- Permitir el trabajo de personas no capacitadaso dejarlas actuar sin supervisión.- Dejar abandonados restos de explosivos oaccesorios sobrantes del disparo.B. Ira, mal humor; consumo de alcohol y drogas:Contribuyen a que la persona actúe irracionalmentey que desdeñe el sentido común.C. Decisiones precipitadas:El actuar sin pensar o muy apresuradamenteconduce a actitudes peligrosas.D. Indiferencia:Descuido, falta de atención; no estar alerta o soñardespierto inducen a cometer errores en el trabajo.E. Distracción:Interrupciones por otros cuando se están realizandotareas delicadas o peligrosas, problemas familiares,bromas pesadas, mal estado de salud.F. Curiosidad:El hacer una cosa desconocida simplemente parasaber si lo que pasa es riesgoso, siempre preguntara quien sabe.G. Instrucción inadecuada, ignorancia:En este caso una persona sin entrenar o malentrenada es un riesgo potencial de accidentes.H. Malos hábitos de trabajo:Persistencia en cometer fallas señaladas a pesar delas recomendaciones impartidas, no usar losimplementos de norma, desorden.I. Exceso de confianza:Correr riesgos innecesarios por comportamientomachista, rebeldía o indisciplina, demasiadoconfiado o muy orgulloso para aceptar recomen-daciones.J. Falta de planificación:Se resume en el actuar de dos o más personas,cada una de ellas dependiendo de la otra pararealizar algo que nunca se realiza.Todo supervisor debe tener presente que los accidentesocurren inesperadamente, pero que son previsibles;que la capacitación constante y adecuada es condición“sine qua non” para la seguridad, y que el trabajo esde equipo, con responsabilidad compartida. Debeactuar siempre con criterio y responsabilidad, tenerexperiencia en el trabajo, buen trato al personal perocon posición de autoridad y ser perseverante en elseguimiento detallado de todas las etapas del trabajo.Debe conocer las normas y reglamentos de trabajo yseguridad internos y oficiales vigentes, las característicasy especificaciones de los explosivos y demás insumosque emplea y las condiciones de los frentes de trabajo(ventilación, estabilidad, accesibilidad, vigilancia ydemás).En voladura una sola persona debe ser responsablede todo el proceso de disparo; delegará funciones,pero al final todos deben coordinar con él e informarleverazmente todos los detalles a su cargo.UTILIZACIÓN DE EXPLOSIVOS COMERCIALESEl empleo de explosivos en minería, obras deconstrucción, demolición y otros casos especiales, estánnormados en todo el mundo por reglamentosespecíficos en cada país y para algunos casos, comoel de transporte marítimo o aéreo internacional, pornormas específicas como las de Bruselas(NABANDINA).En el Perú corresponden a los del DICSCAMEC“Reglamento de Control de Explosivos de uso civil” DS019-71/IN-26/08/71 con sus modificaciones yampliaciones, como el DL 25707-21/8/92(emergencia) el DL 25643-29/7/92 (Importación ycomercialización) modificado por el DLEG 846-9/9/96, la RD 112-93-TCC/15-15-2/7/93 (transporte) yla circular 46-106-92 SUNAD-23/11/92 (verificación),más la Ley General de Minería 18880 DS 034-73 EM-DM, con su Reglamento de Seguridad e Higiene Minera,Título III, Capítulo I, Sección VI Explosivos (artículos 108al 215 y anexos) aprobado por el DS 023-92 EM-9/19/92, que todo usuario debe conocer y aplicar, y sobrelos que se hace los siguientes comentarios generales:CAPITULO 16SEGURIDAD EN VOLADURA Y MANEJO DE EXPLOSIVOS
    • 340TRANSPORTE DE EXPLOSIVOS Y DETONADORESEn el transporte es fundamental reducir los riesgos deincendio, detonación, robo y manipuleo por personasno autorizadas; debe ser efectuado solamente porpersonas competentes con suficiente conocimiento desu sensibilidad y efectuarse sólo en vehículos enperfectas condiciones de rodaje, llevando losbanderines, extintores y demás implementos dereglamento. Los explosivos transportados en camiónabierto deberán cubrirse con una lona tanto paraprevenir pérdidas como el deterioro por lluvia.Se evitará el maltrato del material por los operariosencargados de cargar o descargar el vehículo, los quemuchas veces por desconocimiento o apuro arrojanlas cajas al suelo o las estiban desordenadamente. Losagentes de voladura tipo ANFO o emulsión a pesar detener menor sensibilidad que las dinamitas y lasemulsiones e hidrogeles (sensibilizados al detonador yexplosiones fortuitas) por necesitar mayor energía parael arranque, no dejan de ser explosivos, y deben sertratados con las mismas normas de cuidado.Cualquier detonador o retardo independientemente desu construcción es muy sensible al daño mecánico ydebe ser tratado con mucho cuidado.Una de las más severas prohibiciones es la que señalaque no se transportará ni almacenará explosivos juntocon iniciadores de ningún tipo.Existen tablas de compatibilidad de productos explosivospara su transporte y almacenaje, y símbolos pictóricospara el etiquetado y el rotulado de su embalaje(ITINTEC P-339.015; IATA/OACI;ONU;DOT/USA).Por otro lado, el traslado de explosivos y detonadorescon personal, desde las bodegas o polvorines de minahasta los frentes de trabajo, debe efectuarse en formaseparada, manteniendo prudencial distancia entreellos; por ningún motivo los portadores se detendránpara observar cosas, ayudar a otros trabajadores osimplemente conversar; nunca deben dejar el materialen otro lugar que el de trabajo. Los manojos de guías“armadas” no se deben golpear ni arrojarimprudentemente al piso.No se debe transportar explosivos sobre laslocomotoras, ni permitir que contacten con líneaseléctricas activas.Durante la carga y descarga de vehículos debeapagarse el motor y sólo permanecerá alrededor elpersonal autorizado (mínimo 50 m para cualquier otraactividad).ALMACENAJE DE EXPLOSIVOS EN LA MINA UOBRAA. PolvorinesLos explosivos deben guardarse en locales adecuados,protegidos y con acceso limitado, denominados“polvorines” que pueden ser construidos en superficieo excavados como bodegas subterráneas.La regla principal es estar seguro de que su explosiónfortuita no pueda causar daños a personas einstalaciones. Esto significa que explosivos ydetonadores deben ser almacenados de tal modo quesean inaccesibles a personas no autorizadas y queestarán protegidos contra eventos adversos y desastresnaturales e incendios. Varios factores influyen en eldiseño y ubicación de los polvorines, entre ellos: laproximidad a áreas de trabajo o de servicios, acarreteras, vías férreas, líneas eléctricas troncales, áreasdesoladas o de vivienda, disponibilidad de protecciónnatural del terreno o necesidad de hacer parapetosadecuados. También la posibilidad de que esténplanificadas futuras construcciones en el área propuestapara instalar el polvorín. Los de superficie deben serconstruidos con materiales que, en caso de explosión,se desintegren fácilmente para no causar daños a otrasinstalaciones y en los parajes con frecuentestempestades eléctricas deben contar con pararrayospermanentes.Los subterráneos deben quedar lejos de los frentes detrabajo y de las instalaciones permanentes de subsuelo,estar protegidos contra filtraciones, inundación ydesplomes. En caso de explosión no deberán colapsarlos accesos a las zonas propias de laboreo.La construcción y ubicación de polvorines y el transportede materiales explosivos está generalmenteespecificado por reglamentos. En el Perú correspondena los de la DICSCAMEC, cuyo Reglamento en suCapítulo 5 – Almacenaje, clasifica a los explosivos en4 categorías y 5 grupos para determinar las distanciasmínimas entre polvorines y otras instalaciones, deacuerdo a las cantidades máximas de explosivodepositadas.Una vez ubicado el polvorín debe estimarse el gradode daño que podría ocurrir si se produce una explosióntotal del material almacenado. Si se trata de dos omás es importante que no estén ubicados muy cercaentre sí, ya que la detonación de uno puede muyfácilmente transmitirse a los otros, incrementando losdaños.B. AlmacenajeNormalmente se prohíbe almacenar juntos explosivosy detonadores, que deberán guardarse en depósitosindependientes y separados a distancia prudencial,tanto si se trata de los polvorines principales como delos auxiliares o “bodegas de mina”, debiendoestablecerse además que no se almacenaráncombustibles ni otros materiales junto con losexplosivos. Tampoco podrá efectuarse trabajos deninguna clase en los polvorines, aparte de los detraslado y acomodo del material, refiriéndose estoespecialmente al “encapsulado” o preparación deguías. No deben tenerse juntos el cordón detonante ylos detonadores o retardadores.Los polvorines deben ser instalados de tal manera quelos explosivos almacenados queden protegidos delfuego, robo y deterioro. El ambiente debe ser seco,CAPÍTULO 16
    • 341limpio y bien ventilado; deben contar con extintor enbuenas condiciones, con cerraduras inviolables y convigilancia efectiva. No se permitirá fumar o hacer fuegoen un polvorín o en su alrededor, debiendo tener losavisos de peligro correspondientes.Cada producto deberá almacenarse de acuerdo a lasrecomendaciones del fabricante y a los reglamentosvigentes; las cajas se apilarán por lotes, dejandoespacios libres para ventilación (0,6 m a 1m).Teniendo en cuenta que el tiempo afecta a la vida útilde todos los explosivos y accesorios de voladura, serecomienda despachar siempre los lotes más antiguoshasta agotarlos para reponerlos secuentemente con losmás recientes. Para esto es importante llevar un controlde despachos detallado y actualizado.APLICACIÓN DE EXPLOSIVOSA. Riesgos predominantesEn los trabajos de voladura a cielo abierto, canteras,carreteras, obras civiles, demoliciones, etc. los riesgospredominantes son: La proyección de fragmentosvolantes, vibraciones y onda de concusión. Mientrasque en los de subterráneo son los desplomes y elgaseamiento por los humos de la explosión. En ambostipos de operación pueden ocurrir fallas de disparocomo tiros prematuros o retardados, tiros soplados ytiros cortados.B. Perforación, preparación, carga y disparoEn subterráneo, los accidentes más serios que puedenocurrir durante la perforación y carga de explosivosson: La detonación prematura de uno a todos lostaladros de una tanda y colapso o desprendimiento derocas del techo o paredes de la galería, razón por laque jamás se deberá iniciar un trabajo si la labor noha sido previamente “desquinchada” y asegurada.Durante la perforación se puede golpear o barrenarexplosivo; por ejemplo, al perforar muy junto a unbarreno cargado o a huecos quedados en un frontónanteriormente disparado y que contengan aún tacosde explosivo sin detonar.Jamás se deberá reperforar un hueco quedado porfacilitar el trabajo, ya que este error ha costado muchasvidas. Los tiros cortados o fallados y los tacos quedadosdeberán ser limpiados totalmente con aire comprimidoo chorro de agua antes de continuar el trabajo.La preparación de los cebos en el frontón requierecuidado; los detonadores no deben golpearse ni forzarsu introducción en los cartuchos. El punzón será demadera o bronce. El trabajo debe efectuarse lejos delas perforadoras y de las cajas con explosivo.El confinamiento de los cartuchos con el atacador notiene que ser violento. El cebo no debe atacarse, sóloempujarse suavemente.Otro riesgo latente en la carga es en el empleo deequipos de carga con aire comprimido y manguerapara el ANFO, ya que el rozamiento puede originarcargas electrostáticas lo suficientemente activas comopara hacer estallar prematuramente al fulminante, poresta razón sólo deben emplearse manguerasantiestáticas o semiconductoras además de conectaral equipo cargador con línea a tierra.En subterráneo, donde generalmente se tiene líneasde riel, cables eléctricos, tubos de aire comprimido yductos de ventilación forzada, el riesgo se incrementaal tender descuidadamente los alambres de disparoeléctrico sobre estas instalaciones.Antes del disparo el mayor riesgo es el de los tirosprematuros que pueden ocurrir por: maltrato delexplosivo o de los detonadores; efecto de descargaseléctricas y corrientes vagabundas sobre detonadoreseléctricos no aislados; encendido incorrecto, y uso deguías de seguridad de tramos muy cortos o pordesconocer su real velocidad de quemado paracontrolar el tiempo de encendido de todos los taladrosde la tanda y salir a tiempo del frontón.En el Perú los límites de velocidad de la mechaoficialmente van de 150 a 200 s/m (51 a 53 s/pie) demodo que la costumbre de considerar “un minuto porpie” ha causado muchas víctimas por salidasprematuras.En superficie, el tránsito de vehículos y personas sobrelas líneas de cordón detonante y accesorios de disparo,aún sin llegar al extremo de una explosión, puedemalograr una voladura bien planificada. Cortar tramosde cordón detonante golpeándolo con piedras a faltade navaja lo puede iniciar y causar un desastre, másaún si está conectado a taladros cargados. Igualmenteriesgoso es golpear las mangueras de conducción delos detonadores no eléctricos de cualquier tipo.En casos particulares se presentan riesgos específicospor alta temperatura en los taladros, ambienteinflamable con presencia de SO2o condicionesclimáticas extremas, que requerirán de métodos y deexplosivos adecuados para evitar tiros prematuroscuando el personal aún está trabajando en el área devoladura.C. Descargas eléctricasUn rayo es perfectamente capaz de activar a undetonador eléctrico, sea que éste se encuentreconectado o no. Por ello, en regiones susceptibles atormentas eléctricas, se preferirá el empleo deaccesorios no eléctricos, y suspenderse lasoperaciones de carga cuando se presienta unatormenta eléctrica.CAPÍTULO 16
    • 342D. DisparoAntes de proceder al disparo se deben verificar todoslos empalmes y conexiones del tiro, observar que noqueden restos de explosivo, accesorios ni herramientasabandonados, y asegurar que todo el personal se hayaretirado a un lugar protegido. En superficie comprobarque todos los accesos al área de la voladura quedencontrolados por vigías debidamente instruidos quedeberán permanecer en su lugar hasta después de lavoladura.El riesgo de accidentes durante la explosión ensubterráneo se obvia porque no queda personal cerca,mientras que en superficie la situación es diferente.La proyección de fragmentos volantes representa unserio problema en la voladura superficial, no sólo porlos hombres que pueden ser impactados y heridos, sinotambién por los equipos o instalaciones que puedanser dañados. Puede originarse por exceso de cargaexplosiva, falta de taco, roca muy suelta o fisurada,burden irregular o muy corto, fallas geológicas uoquedades encubiertas, fallas en la perforación otambién disparo con tiempos de retardo muy largosentre los taladros.En la voladura de taladros de gran diámetro y pocaprofundidad denominada “voladura de cráter”, lamenor proporción entre altura de banco y diámetro dehueco no permite mantener un “taco sin carga” de iguallongitud que el “burden”, como en la convencional, yaque resultaría en muy bajo factor de carga y deficienterendimiento del tiro. Esto obliga a compensar el factorcargando los taladros hasta muy cerca de la superficie,lo que lamentablemente produce fuerte proyecciónde fragmentos volantes. Por esta razón, como medidade precaución, se tratará de evitar su ocurrencia.El mismo problema presenta la voladura secundariade plastas y cachorros. Como los fragmentos volantesviajan a distancias y en direcciones impredecibles, sedebe tener especial cuidado en la evacuación depersonas y equipos a la mayor distancia de “seguridad”posible, y colocar vigías bien instruidos en todos losaccesos al área de disparo.Si bien la vibración y onda acústica no presentanproblemas en las operaciones de minería, tienen queser tomadas muy en cuenta cuando se trata de obrasciviles cercanas a poblaciones o instalacionesindustriales ya que serán motivo de reclamos,justificados o no, sobre daños a propiedad ajena.Estos efectos pueden ser reducidos mediante el empleoadecuado de detonadores de retardo, el cálculocuidadoso de la carga específica de explosivo porhueco, su orientación y buen taponado, habiendo casosincluso en que será necesario el empleo de mallaspesadas de retención para los fragmentos volantes.El encendido y disparo de explosivos debe hacerse pornorma en un horario determinado, conocido por todoslos trabajadores.EVALUACIÓN DE LA VOLADURA, SEGURIDADDespués del disparo y solamente después de haberpasado un tiempo prudencial el encargado de laoperación regresará al lugar de la voladura paraefectuar su evaluación de la fragmentación, empuje,volumen removido y sobre rotura. Es en este momentoque deberá tener presentes los riesgos de gases tóxicosremanentes, restos de explosivo o accesorios nodetonados (tiros fallados) y el desprendimiento debloques de roca capaces de causar daño. En estos casosse prohibirá el acceso al lugar hasta no haber conjuradoel peligro.Tiros FalladosSon un punto especial en voladura. A pesar de todaslas recomendaciones de preparación y disparo, todousuario eventualmente se encontrará con este problemaque por lo general afecta a uno o más taladros de untiro, y debe estar preparado para solucionarlo. Sediferencian tres tipos:a. Tiro retardadoEs el que no sale a su tiempo o junto con el resto deuna tanda. Presenta grave riesgo para el personal quereingrese al frente del disparo sin haber dejado pasarun tiempo prudencial.No es común y puede ocurrir por: defecto del detonadorde retardo, por mecha de seguridad defectuosa odemasiado lenta y menos factible, por deterioro delexplosivo, que no se inicie de inmediato y sólo ardalentamente hasta llegar a detonar.b. Tiro sopladoEs un tiro que sale sin “fuerza”, no hay rotura niempuje adecuado del material. El explosivo esexpulsado del taladro o simplemente deflagra sinllegar a detonar.Generalmente ocurre por mala dosificación de la cargao mala selección del explosivo respecto a la dureza dela roca, mal atacado, falta de potencia del iniciador,falta de taco inerte o uso de explosivo húmedo. Tambiénpor excesiva distancia entre los taladros.Los tiros se soplan también por los fenómenos de “efectocanal” o de sobre compresión, que terminan endesensibilización (death pressing).c. Tiro cortadoEs un tiro que no sale por falla de cualquiera de loselementos principales: iniciador, guía o explosivo. Esmuy peligroso porque deja “testigos” que debeneliminarse para poder continuar el trabajo.Pueden originarse por:CAPÍTULO 16
    • 3431.1.1.1.1. FFFFFalla de encendido con fulminantes:alla de encendido con fulminantes:alla de encendido con fulminantes:alla de encendido con fulminantes:alla de encendido con fulminantes: puedenser por falla de fábrica; falta de fuerza delfulminante, mal ajuste con la mecha; demasiadaseparación entre la pólvora de la mecha y lacarga del fulminante; deterioro por humedad,extremos de la mecha deshilachados y falla delconector de mecha rápida que no encienda a lamecha lenta.2.2.2.2.2. Con detonadores eléctricos:Con detonadores eléctricos:Con detonadores eléctricos:Con detonadores eléctricos:Con detonadores eléctricos: por malos empalmes,corto circuito o escapes a tierra, falta de fuerza deldetonador, falta de potencia del explosor,detonadores defectuosos, circuitos mal diseñadoso tiempos de retardo inadecuados, y por el empleode detonadores de diferentes tipos o marcas en unmismo disparo.3.3.3.3.3. Con detonadores tipo Nonel (no eléctricos):Con detonadores tipo Nonel (no eléctricos):Con detonadores tipo Nonel (no eléctricos):Con detonadores tipo Nonel (no eléctricos):Con detonadores tipo Nonel (no eléctricos): porfalla de fábrica, malos empalmes, doblez o cortede la manguera transmisora.Se ha demostrado experimentalmente que ladetonación de un fulminante puede ser transmitidahasta 20 cm de distancia, detalle importante paraprevenir detonación en masa de detonadoresdurante su ensamblaje y en el transporte de guíasarmadas.4.4.4.4.4. FFFFFallas de la mecha y del cordón detonante:allas de la mecha y del cordón detonante:allas de la mecha y del cordón detonante:allas de la mecha y del cordón detonante:allas de la mecha y del cordón detonante: fallapor defecto de fabricación; por ejemplo:discontinuidad del alma de pólvora o de pentrita;velocidad de quemado irregular; fallas en lacobertura o forro que permitan el humedecimientodel explosivo; rompimiento bajo tensión al serestirado e irregularidades en el diámetro exteriorque no permitan el perfecto ajuste del fulminante.Fallas por maltrato: doblez o aplastamiento; cortecon navajas sin filo o con golpe de piedras, y cortesde las líneas tendidas por piedras o fragmentosvolantes durante el disparo.5.5.5.5.5. FFFFFallas del explosivo:allas del explosivo:allas del explosivo:allas del explosivo:allas del explosivo: son menos comunes, podríanocurrir por uso de explosivo en malas condiciones,deteriorado o humedecido debido a almacenajemuy prolongado en ambiente inadecuado. Uso deexplosivo inadecuado para determinado trabajo,por ejemplo ANFO para trabajo en taladros conagua.SensitividadEl uso de iniciador inadecuado o insuficiente para undeterminado explosivo no permitirá su arranque, porejemplo, un agente de voladura tratado de iniciardirectamente con un fulminante común sabiendo querequiere un cebo.La transmisión o simpatía puede interrumpirse por ungap excesivo entre cartuchos, o por un cuerpo extrañoen el taladro, haciendo fallar a parte de la columnaexplosiva.Condiciones ambientalesSe observa que algunos explosivos tienden a perdersensibilidad y capacidad de transmisión en lugareselevados y muy fríos, otros se descomponen enambientes calurosos y húmedos. También se hamencionado que un atacado exagerado o unfenómeno de sobre compresión en el taladro puedeninsensibilizar al explosivo al incrementarle la densidaden forma excesiva.TRATAMIENTO DE FALLASMedidas generalesA. Esperar un tiempo prudencial antes de acercarse alfrontón (usualmente 30 minutos).B. Retirar a todo el personal no necesario o novinculado al trabajo de eliminación de tiros fallados.C. Dar parte inmediato del problema al Departamentode Seguridad, al Jefe de Sección o AdministraciónSuperior, y a todo el personal que trabaja en elsector. Dar instrucciones precisas a los vigías ydinamiteros para efectuar una labor coordinada.D. Examinar el frente disparado con cuidado en sutotalidad, ubicar los “tacos quedados”, buscar losrestos de explosivo y accesorios no explotados entrelos escombros de la voladura, recogerlos si esfactible y llevarlos a lugar seguro para eliminarlos(los que se vean peligrosos se podrán plastear insitu).E. Eliminar los tacos quedados con chorro de agua, ocolocarles un nuevo cebo y volverlos a disparar, enúltimo caso con una plasta o parche encima.F. Jamás se tratará de extraer el explosivo de un tacoquedado mediante el cucharón o atacador. Antesque ingrese el equipo de limpieza para cargar elmaterial disparado asegurarse de recoger todo restode explosivo y accesorios remanentes, ventilar yregar el frente disparado y asegurar los techos otaludes para evitar desprendimientos de la roca.Después de terminada la operación de limpieza, aliniciarse la nueva perforación se debe asegurar que elpersonal no vuelve a taladrar en las “cañas” de taladrosanteriores aunque no se vea explosivo en ellos.DESTRUCCIÓN DE EXPLOSIVOSReferenciasDICSCAMEC: DS 019-71-IN. Capítulo IX – Artículo157-166. LGM-Reglamento de Seguridad Minera –Anexos 1 y 2. Para deshacerse de explosivos yaccesorios deteriorados deben seguirse lasrecomendaciones de los fabricantes y las normas deseguridad vigentes, con personal experimentado, enlugares apropiados, guardando las distanciasprescritas. Usualmente se aplican tres métodos: porcombustión, por explosión y por agua o compuestosquímicos. Jamás aplicar el método de simple entierro.CAPÍTULO 16
    • 344A. La destrucción por combustión consiste en quemarlos residuos extendidos sobre papel o cartón,rociándolos con un poco de petróleo yencendiéndolos a distancia. Cada montón aquemar no debe exceder de 15 kg, no utilizandoel mismo emplazamiento para otras quemas.B. La destrucción por explosión consiste en confinarel material deteriorado en un taladro de voladurao en un hoyo bajo tierra o arena, para detonarlocon una carga explosiva, también en lotespequeños.C. La destrucción por agua se aplica para disolver alANFO y otros nitratos. Algunos explosivos sedescomponen con productos químicos como laacetona, mayormente al nivel de laboratorio.La combustión por ejemplo es aplicable a las dinamitasy mecha de seguridad; las emulsiones hidrogeles ydetonadores se destruyen sólo por explosión; el aguadisgrega a los nitratos y algunas dinamitas, no a lasemulsiones o hidrogeles.El papel, cartón y otros materiales de embalaje nodeben usarse para otros fines y se destruirán porquemado en capas delgadas, situándose a no menosde 30 m del punto de destrucción.GASES Y POLVOToda voladura genera cierto volumen de gases y polvo,que se mantienen en el ambiente durante un tiempodeterminado hasta ser disipados mediante la ventilaciónnatural o forzada de las labores disparadas, por loque sólo se ingresará a una labor disparada despuésde que se hayan disipado los humos.Entre las características técnicas de los explosivos semenciona su categoría de humos como 1ra, 2dao 3ra,establecida en base a la concentración temporal deCO, NO y NO2, señalando que en su generación,grado de toxicidad, persistencia y disipación intervienendirectamente varios factores: la composición delexplosivo y su balance de oxígeno en la detonación; lacarga y el encendido; las características de la roca odel mineral disparado; el tiempo y el flujo de aire deventilación en las labores.En cuanto a su implicancia sobre la seguridad y saluddel personal es importante señalar los siguientesaspectos:Los gases según su naturaleza pueden ser: inocuos,irritantes, nocivos o venenosos, y generan los siguientesriesgos:- Asfixia, por anoxia, al desplazar al aire.- Intoxicación, envenenamiento y muerte, según suscaracterísticas letales.Estos efectos están condicionados por el tiempo deexposición de la persona y por el nivel de concentracióndel gas en el ambiente, que determinan el grado deintoxicación, calificándolo desde leve, notable, severo,grave hasta mortal. Tan inconveniente es un largotiempo de permanencia en un ambiente con bajaconcentración, como un corto tiempo, en uno conelevada concentración.Los límites permisibles de concentración de gases parauna jornada de 8 horas de exposición (por debajo delos cuales el trabajador podrá laborar sin problema)se han establecido en el Perú por el DS 034-73 EM/DGM del 16/08/75 Artículo 277 del Reglamento deSeguridad Minera y por el DS 00258-75 del 22-09-75, Artículo 1 – Tabla 1 “Valores límites permisiblespara agentes químicos en el ambiente de trabajo”,resumidos en el siguiente cuadro, donde:CAPÍTULO 16MAC = VALORES MÁXIMOS DE CONCENTRACIÓN ADMISIBLES PARA UNA JORNADA DE 8 HORASDE TRABAJOVL = VALOR LÍMITE (MÁXIMA EXPOSICIÓN DE 15 MINUTOS)GASES MAC PROPORCIÓN VOLUMÉTRICA VLMonóxido de carbono (CO) = 50 ppm 0,005% máximo 100 ppmDióxido de carbono (CO2) = 0,5% max - 1,5%Óxidos nitrosos: (NO) = 25 ppm - 25 ppm(NO2)= 5 ppm 0,0005% máximo 20 ppmAnhidrido sulfuroso (SO2)= 5 ppm 0,0005% máximo 10 ppmOxígeno puro (O2) = 19,5 % mínimo - 16%Hidrógeno (H) = 0,5 % máximo - -valores que tienen como base lecturas a 20 0C y 760 mm Hg (1.013 bar)donde: ppm = partes por millón1ppm = 1 cm3(gas o vapor) en 1 millón de dm3(1 m3) de aire y10 000 ppm = 1% en volumen
    • 345Se sobreentiende que en el momento del disparo losvalores pico sobrepasan estos límites, manteniéndoseelevados corto tiempo, ya que conforme se disipan losgases, éstos tenderán paulatinamente a cero. El tiempode limpieza varía para cada condición de trabajo enparticular y debe ser controlado periódicamente por eldepartamento de seguridad, con equipos e instrumentosadecuados y aprobados.Según el Artículo 282 del RSM, está prohibido ingresara una labor recién disparada mientras que no se hayaverificado que la contaminación ambiental esté dentrode los límites establecidos por el Artículo 277.Respecto a la ventilación en subsuelo la cantidadmínima de aire necesaria por hombre es de 3 m3/minen 1 500 lugares de trabajo hasta 1 500 m de altitud(100% más sobre 4 000 m) Artículo 304 y la velocidaddel aire no debe ser menor de 15 m/min, Artículo 306-307.En la minería metálica subterránea los gasespreponderantes son CO, CO2y los óxidos nitrosos NO,NO2, Nx, Oy, eventualmente algo de AlO2y en menorescala SO2, SO3y SH2en zonas con abundancia depirita y sulfuros metálicos. Como información generalse menciona lo siguiente:A. Peligrosidada. Monóxido de carbono (CO), densidad 1,25 kg/m3El CO es incoloro, inodoro e insípido y ha causado elmayor porcentaje de accidentes fatales porgaseamiento en minería. Sin hacerse notar actúadirectamente sobre la sangre, saturándola en formagradual y continua, privando a los tejidos del oxígenonecesario.Se combina con la hemoglobina 300 veces másrápidamente que el oxígeno formando la car-boxihemoglobina (COhb) que bloquea la transferenciadel oxígeno produciendo síntomas típicos de asfixiainterna. El envenenamiento es gradual, exteriorizándosepor dolores de cabeza, náuseas, vómitos, sopor, atonía,vértigo, inconsciencia y finalmente muerte (cuando lasaturación con COhb llega al 80%); la víctima presentaenrojecimiento de la piel. A elevada concentración(>1%) provoca la muerte en 1 a 2 minutos porparalización del centro respiratorio y colapso cardíacosubsecuente.El único método para salvar a una persona con síncopapor CO es llevarla al aire libre, proporcionarlerespiración artificial con oxígeno puro, abrigarla einyectarle un estimulante cardíaco si el pulso es débil.EL nivel de CO en subsuelo se incrementa con el humode los motores diesel mal regulados.b. Bióxido o anhidrido de carbono (CO2)Por otro lado, el CO2al ser incombustible puede causarla muerte sólo por sofocación; su densidad es de 1,97kg/m3ubicándose en las partes bajas de las labores;es incoloro; a elevada concentración es irritante paralas mucosas de la nariz y ojos y tiene un olorligeramente ácido.c. Gases nitrosos NO y NO2Estos gases son fácilmente percibidos por el olfato ypor ser fuertemente irritantes para los ojos y víarespiratoria. Su densidad (NO: 1,34 kg/m3y NO2: 1,45kg/m3) hace que tiendan a permanecer en mayorproporción en el piso y paredes que en el techo de laslabores; incluso quedan remanentes entre losescombros de la voladura que sólo al palearlos se vandisipando poco a poco.El NO es inodoro e incoloro, pero se combinarápidamente con oxígeno para formar NO2, que es decolor pardo, amarillo-naranja a rojizo según el rangode combustión en la detonación, tiene olor persistentea amoníaco o ácido nítrico. Como agente oxidanteenérgico se diluye en el agua formando ácido nitrosoy nítrico.El NO2aspirado inflama los tejidos del tractorespiratorio y pasa directamente a los alvéolos,formando en ellos ácido nítrico que ataca los tejidosblandos. Los síntomas iniciales son cefalea y ligeromalestar, luego tos y vértigo. Si la persona no recibeatención médica, estos síntomas se agravan comobronquitis aguda con angustia respiratoria, disnea,cianosis y edema pulmonar, que puede producir lamuerte entre 6 y 48 horas después de haber respiradoalta concentración de estos gases.La persona afectada debe ser sacada rápidamente alaire fresco y recibir asistencia médica, preferentementehospitalizada como mínimo 48 horas para control, yaque en muchos casos, después de los primeros auxiliospresenta un cuadro de aparente recuperación,engañosa, y se va a su domicilio donde, después dealgunas horas le sobreviene un malestar general queculmina en edema pulmonar e hipotensión, que sinatención médica produce la muerte al segundo o tercerdía. A concentraciones sobre 300 ppm causa muertesúbita.El exceso de gases nitrosos en los disparos se debeprimordialmente a:- Deficiente detonación; cuando por falta deconfinamiento o por el empleo de un iniciadordébil, el explosivo del taladro no detonacompletamente y sólo llega a deflagrar.- Mala mezcla de los agentes explosivos, como elANFO y similares.- Degradación del explosivo durante el almace-namiento (shelf life).- Disparo de taladros anegados con explosivo noresistente al agua.- Sobrecarga de los taladros.Los gases sulfurosos se presentan muy eventualmentey en menor escala, más por descomposición de materiaorgánica que por disparo, pero se mezclan con losdemás, son densos, malolientes e irritantes de lasmucosas. La piel y sangre de las víctimas toma colorCAPÍTULO 16
    • 346Estos explosivos generan, en general, los siguientesgases: NO, NO2, CO, CO2.En resumen, el concepto de seguridad en el empleo deexplosivos para voladura subterránea enfoca a dos fases:- La de preparación del disparo.- La de evaluación de los resultados.En la primera fase, el objetivo es evitar la ocurrenciade tiros prematuros en el frontón.En la segunda fase, evitar el reingreso del personal ala labor disparada antes de que se hayan disipadototalmente los gases del disparo, se haya estabilizadoel techo para evitar la caída de rocas y se prevenga laocurrencia de tiros retardados.verdoso, también pueden ser letales a elevadaconcentración.B. PolvoEl volumen de polvo producido por las voladuras esmenor al normalmente resultante de las demásoperaciones de explotación y se debe controlarmediante el riego del frontón, antes y después deldisparo (RSM Artículos 278-280-281-283). Los másperniciosos son los de sílice y carbón que por fijaciónde partículas muy finas en los alvéolos durante largotiempo de exposición producen silicosis y antracosis.Se clasifican en:a. De primera clase:Contienen más del 30% de sílice libre, sulfurosminerales, talco. Límite permisible: 2 mg/m3.b. De segunda clase:Contienen menos del 30% de sílice libre, óxidos dehierro y otros. Límite permisible: 5 mg/m3.c. De tercera clase:Otros polvos. Límite permisible: 10 mg/m3.Teniendo en cuenta todo lo anterior, conviene señalarque en muchos casos para la prevención de gases sólose tiene en cuenta a la categoría de humos señaladapor el fabricante, e incluso se compara y selecciona eltipo de explosivo a usar sobre la base de esta premisa,cuando en realidad muchos más determinantes sonlas condiciones de ventilación del frente de trabajo y elasegurar una completa detonación de toda la cargaexplosiva. Así una labor ciega va a retener mayor tiempoa los gases de un disparo efectuado con igual carga ytipo de explosivo que otra abierta y bien ventilada.En el fondo todos los explosivos comerciales generande origen los mismos gases, por la similitud de sucomposición, con ligeras variaciones en porcentajes,que se acentúan por las condiciones ambientales y porel cuidado empleado en el trabajo o del disparo. Comoreferencia se muestra un cuadro simplificado de lacomposición básica de los grupos de explosivosactualmente empleados en voladura de rocas:CAPÍTULO 16GRUPO OXIDANTE COMBUSTIBLE SENSIBILIZADORDinamitas: Nitrato de Amonio Harina de madera Nitroglicerina(molido) (orgánico)Hidrogeles: Nitrato de Amonio Petróleo y gomas Aminas(en solución) (orgánico)Emulsiones: Nitrato de Amonio Petróleo y aceites Aire(en solución) emulsificantes (microbalones)ANFO: Nitrato de Amonio Petróleo Aire(granular) (poros)ANFO Pesado: Nitrato de Amonio Petróleo Aire y los prillsgranular (ANFO) de Nitrato dey en solución (emulsión) Amonio
    • 347C. Proyección de rocas (fly rocks, proyectileso galgas como se denominan en algunoslugares del Perú)Roca volante en voladura es simplemente un fragmentode roca arrojada al aire con violencia como resultadode una explosión, por tanto con gran potencial decausar daños”.La inesperada, incontrolada e indeseada proyecciónde fragmentos a distancias más allá de las estimadascomo límite normal de desplazamiento de los detritosde una voladura, representan el más serio problemade seguridad en razón de que el impulso delanzamiento aumenta con el mayor diámetro del taladroempleado, el riesgo es serio en minas y obras donde setrabaja con diámetros grandes de taladro y con agentesexplosivos que generan alto volumen de gases.El riesgo es naturalmente mayor para personas yedificaciones cercanas a disparos en áreas urbanastanto así que algunos reglamentos de construcciónprohíben efectuar disparos de excavación sin mantasprotectoras pesadas (blasting mats).D. Aspectos determinantes en la generaciónde rocas volantesa. GeologíaEn términos generales, las rocas altamente fisuradas yalteradas que muestran planos de debilidad notorios ydefinidos, así como las de conformación heterogéneatales como brechas y conglomerados con matriz débil,tienen mayor propensión a ocasionar proyecciones quelas rocas homogéneas y compactas.Un taladro localizado muy cerca a una fractura abiertaencontrará una zona de debilidad por la cual soplaránlos gases lanzando fragmentos, igual caso ocurrecuando un taladro es abandonado y un segundotaladro de corrección se perfora al lado, en este casoel abandonado debe ser llenado para no quedar vacío.Una cavidad natural, grietas, oquedades y cavidadesde disolución se traducen en zonas de debilidad.b. DiseñoLa calidad de perforación es primordial, comprendeal burden correcto, espaciamiento, sobreperforación,alineamiento de los taladros y diámetro, acordes conla altura del banco.Un burden corto, con amplitud menor a 25 veces eldiámetro del taladro proporcionará un elevado factorde carga hacia la cara libre (igual ocurre cuando lacara frontal presenta oquedades), mientras que unburden excesivo creará violencia en la zona del collar,especialmente si el taco es insuficiente, generandoefecto de craterización y proyecciones hacia arriba.c. ExplosivosUn incremento de la carga específica resultará en unafragmentación promedio más reducido y en una mayorvelocidad de impulsión. Las cargas explosivasconcentradas más cercanas a la superficie (collar) ya la cara libre del banco tienden a proyectar más,por lo que se debe tener especial cuidado con lacantidad y distribución del explosivo por taladro. Losdisparos simultáneos de varios taladros presentanmayor probabilidad de proyección que lossecuenciados en los que se aplica encendido conretardos escalonados.d. Falta de cuidadoEl descuido o negligencia en cualquier etapa del diseño,del replanteo del trazo de perforación, de la carga ytaponado de taladros o del ensamble del sistema deencendido secuenciado, puede motivar una situaciónpeligrosa.e. Tipo de voladuraEl lanzamiento de esquirlas se presenta tanto ensubterráneo como en superficie.En superficie se tiene dos categorías de voladura:primaria o de producción, con dos tipos de trazo (debanco y de cráter) y secundaria, para eliminación depedronería.1. Primaria- De banco con taladros profundos con relación a sudiámetro. En ella los parámetros de taladro sonproporcionales y normalmente constantes la partesin carga explosiva en los taladros suele ser igual aun burden máximo en longitud, procurándose queno llegue a ser menor al 50% del burden . La cargaexplosiva es columnar.- De cráter. Se caracteriza por tener taladros pocoprofundos en relación a su diámetro grande. Lacarga explosiva se define como carga concentrada,puntual o esférica (point charge), de una longitudsólo equivalente hasta de 6 diámetros del propiotaladro. Presenta la situación más peligrosa por sugran tendencia a expulsar fragmentos hacia lacercanía de la carga explosiva a la superficie.CAPÍTULO 16
    • 3482. Voladura secundaria con plastas y cachorrosSon una fuente típica y habitual de proyección en razónde su mínimo confinamiento y protección natural,representando un alto factor de riesgo. Normalmentelos fragmentos vuelan lejos, por lo que esrecomendable disparar los pedrones en áreas dondeno estorbe la operación de rutina, y lo suficientementecercanas a las paredes o taludes de los bancos paraaprovechar al menos en parte su efecto de pantalla.f. Tipo de proyectilLos fragmentos de roca volante tienen diferentestamaños y formas y viajan tan lejos como pueden conel rumbo y ángulo con el que salen orientados.Referencialmente, se tienen dos tipos de proyectiles:1. Tipo 1: son los que ocurren directamente sobre, oal cercano alrededor de la voladura. Por lo generaltienen elevado ángulo de trayectoria parabólica,como un proyectil de mortero de infantería, cuyoalcance en altura varía desde unos pocos a másde cien metros, pero que normalmente no viajana gran distancia horizontal desde su punto deorigen. Usualmente están asociados a disparos conpoco recubrimiento sobre la carga explosiva, asopladuras o voladuras de cráter.2. Tipo 2: los fragmentos de roca de este tipo actúancomo un proyectil de artillería, recorriendo grandistancia desde su punto de origen, con unatrayectoria relativamente baja y tendida, viajandoa gran velocidad según su impulso, tamaño y peso.Normalmente este tipo es el más peligroso por loimpredecible de su rumbo y alcance, y puedenocurrir en todo tipo de voladura, saliendo tanto dela cara libre frontal como del interior de la voladura.CAUSAS DIRECTASPodemos considerar entre ellas a:A. Sobrecarga de los taladros; esto puedeocurrir:a. Cuando por garantizar el resultado de un disparose exagera la dosis de explosivo por m3a romper.b. Cuando un taladro se bloquea, por ejemplo conuna piedra atracada, es común que losoperadores compensen la deficienciasobrecargando la parte libre, a veces hasta lamisma boca del taladro.c. Cuando con un diámetro grande de taladros seajusta demasiado la malla de perforación, conburden y espaciado muy cortos.B. Burden muy cortoUn burden muy corto resulta como consecuenciade error de cálculo en el diseño del trazo deperforación, o también eventualmente cuando porefecto de excesiva sobrerotura hacia atrás deldisparo anterior la nueva cara frontal resultaexcesivamente fisurada y debilitada, al extremo decrearse concavidades que reducen el espesor delburden en determinados sectores.La existencia de pequeñas cavernas de disolucióninternas, capas o diques de material suave y débil,o fallas estructurales también en muchos casos danlugar a burden muy corto.Una sobrecarga excesiva al fondo de los taladrosde la primera fila creará una situación similar a“burden corto” en la base del banco.Un frente que ha perdido parte del material delburden por debajo de la cresta puede originarproyecciones si no se compensa la deficienciareduciendo el factor de carga, o si no se coloca undeck (puente) sin carga en la columna explosiva alnivel del sector debilitado.C. Burden excesivoUn burden demasiado largo generalmente resultade un mal diseño del trazo de perforación, o deuna incorrecta distribución del orden de salida delos taladros. También de un factor de cargademasiado bajo asociado a un taco inadecuado,lo que generalmente repercute en craterización conproyección de fragmentos hacia arriba.D. Distribución de la carga explosivaTanto en cada taladro como en la voladura enconjunto, una mala distribución de la energíaaplicada sobre la roca propenderá a crearpresiones excesivas en determinados puntosoriginando “centros de proyección excesiva”,digamos por ejemplo: en un taladro cargado casihasta el tope habrá proyecciones desde la boca ycuello del taladro; o en un taladro que hayaatravesado a una oquedad del terreno, a una falla,o a una capa de material suave estando cargadoa columna completa (sin deck) produciráproyección desde ese punto.El mejor remedio en estos casos es: para el primero,reducir la carga o aumentar el taco para elsegundo, intercalar un taco inerte en el sectorproblema de la columna explosiva.a. La carga de cada taladro en la primera fila secalculará individualmente en base al burdenreal, que puede haber sido reducido por efectosdel disparo anterior, por fisuras o defectos de laroca, o por taladros inclinados erróneamente.b. La carga por metro cúbico de roca no deberáser excesiva.c. Toda grieta, fisura o área de debilidad de laroca deberá ser cuidadosamente registrada ytomada en consideración.E. Error en la secuencia de encendidoUn tiro fuera de secuencia es igual a un tiro conburden excesivo. Ejemplo: si un taladro de segundafila sale antes que otro de primera fila provocaráproyecciones hacia arriba.CAPÍTULO 16
    • 349La secuencia de encendido se planeará de maneraque el retardo de encendido entre los taladrosadyacentes no sea mayor que 100 m. Aprofundidades de taladros menores a 1,5 m elretardo entre taladros adyacentes no deberíaexceder de 50 a 60 m.F. Geometría de perforaciónEs muy importante comprobar que las variantesgeométricas de la voladura coincidan con las dediseño. Muchas veces hay errores o fallas que no senotan, como un mal alineamiento de taladros de laprimera fila o insuficiente burden al pie del banco.En la superficie es fácil comprobar las distanciasde taladro a taladro, pero si estos se perforandesalineados o tienen excesiva deflexión puedenpresentar discrepancias inconvenientes abajo, dehueco a hueco, con un “incremento circunstancialde la carga” en determinado sector.Si un taladro se acerca mucho a la cara libre elburden resultará insuficiente. Un taladro de segundafila muy cerca del de la primera incrementará lacarga base con excesivo factor que puede generarsoplos y proyección a nivel del piso; en este caso losfragmentos provendrán del núcleo de la voladura.CAPÍTULO 16
    • 350CAPÍTULO 16
    • 351MEDIDAS DE PREVENCIÓN Y PROTECCIÓNLas rocas volantes son un riesgo latente y la mejorprotección es una distancia segura y coberturaadecuada. Todo operador debe ser instruido al respectoy saber hacia donde dirigirse para protección.Es muy importante evitar tiros prematuros, pues estosno avisan ni dan tiempo a escapar.No correr riesgos innecesarios ni permitir que otros loscorran por ignorancia, desconocimiento del disparo oincluso machismo, razón por la que es de primeraimportancia montar un eficiente sistema de vigilanciapara alertar a las personas ajenas y evitar que seacerquen al área de voladura en el momento deldisparo.La voladura secundaria de bolones preferentementese debe hacer simultáneamente con la primaria. Si seefectúan en forma separada se tendrá dos fuentes deproyecciones.Una forma de prevenir los lanzamientos es evitar elefecto de crateo y otra es cubrir las voladuras.La cobertura de un disparo en obras civiles tales comozanjas, excavaciones para cimentación, y demoliciones,especialmente en áreas pobladas o de daño ainstalaciones, deberá adaptarse a las condiciones y tipode voladura a efectuar. Las mantas de jebe paravoladura (blasting mats) usualmente confeccionadascon llantas usadas entramadas, o con trozos de bandatransportadora solapados y unidos con cable de aceroo cadenas, con dimensiones usuales de 10 a 12 m2yque se fijan al terreno sobreponiéndoles sacos de tierrao arena, son el medio más utilizado.Para la práctica se recomienda que el peso delrecubrimiento sea igual al peso de la roca a detonar,lo que resulta impracticable para voladura de granvolumen.En estos casos es preferente el disparo de cargasreducidas bien secuenciadas y disponer de un ambienteprotegido, cubierto y suficientemente resistente paraimpactos (blasting shelter).CAPÍTULO 16TABLA DE CANTIDADES Y DISTANCIAS PARA ALMACENAJE DE EXPLOSIVOSEscala práctica, para mayor detalle debe revisar el reglamento del Discamec DSO19-71INCapítulo V.EXPLOSIVOSCantidad en kg Distancia en metros cuando el depósito está barricadoSeparación Edificios FerrocarrilesMás de entre depósitos habitados de pasajeros Carreteras10 kg Metros Metros Metros Metros10 2,7 a 3 40 a 41 20,0 a 20,5 40 a 4120 3,4 a 4 55 a 57 27,5 a 28,5 55 a 5740 4,3 a 5,1 64 a 68 32 a 34 64 a 6860 4,9 a 6 73 a 80 36,5 a 40 73 a 8080 5,4 a 6,4 79 a 89 39,5 a 44,5 79 a 89100 5,8 a 7 83 a 95 41,5 a 47,5 83 a 95150 6,7 a 8 98 a 112 49 a 56 98 a 112200 7,3 a 9 104 a 120 52 a 60 104 a 120400 9,2 a 11 122 a 141 61,5 a 70,5 123 a 141500 10 a 12 138 a 158 69 a 79 138 a 158600 11 a 13 144 a 166 72 a 83 144 a 166800 12 a 15 154 a 178 77 a 89 154 a 1781.000 13 a 16 178 a 204 89 a 102 178 a 2042.000 16 a 20 226 a 254 113 a 127 226 a 2544.000 20 a 25 270 a 300 135 a 150 270 a 3005.000 22 a 27 286 a 304 143 a 152 286 a 3046.000 23 a 29 299 a 317 149,5 a 158,5 299 a 3178.000 25 a 32 312 a 330 156 a 165 312 a 33010.000 27 a 35 326 a 344 163 a 172 326 a 34420.000 34 a 45 341 a 360 170,5 a 180 341 a 360
    • 352CAPÍTULO 16
    • 353VIBRACIONES EN VOLADURASA. Parámetro de las ondasEl paso de una onda sísmica por un medio rocosoproduce en cada punto de éste un movimiento que seconoce por vibración. Las vibraciones generadas porlas voladuras se consideran entonces como ondas detipo sinusoidal, donde los parámetros básicos deanálisis son:a. Amplitud: es el desplazamiento máximo de un puntodel terreno desde su posición de reposo, enpulgadas o milímetros.b. Velocidad de partícula es la velocidad a la que sedesplaza el punto, en pulg/s o en mm/s.c. Aceleración: Es el ritmo de cambio de la velocidad,en pies/s2o m/s2.d. Frecuencia: Es el número completo de oscilacionesen ciclos por segundo.En voladura, la amplitud es definida usualmente entérminos de velocidad (pulg/s) y la frecuencia en Hertz,o ciclos por segundo.B. Origen de las vibracionesGeneralmente las vibraciones excesivas del terreno soncausadas ya sea por colocar demasiada cargaexplosiva dentro del taladro o por el inapropiado diseñode la voladura, especialmente en lo referente a lasecuencia de las salidas, de modo que parte de laenergía que no es utilizada en fragmentar y desplazarla roca producirá vibraciones (por término medio un40% de la energía del explosivo se gasta en generarondas sísmicas en el entorno).Por tanto los primeros factores a considerar son losparámetros geométricos del disparo, entre ellos:a. Diámetro del taladro: el aumento de diámetro esnegativo para el efecto de vibración, pues lacantidad de explosivo por taladro es proporcionalal cuadrado del diámetro resultando en cargas enocasiones muy elevadas.b. Altura de banco: debe mantener una relaciónóptima H/B > 2 para mejor fragmentación y reducirlas vibraciones al estar la carga menos confinada.c. Burden y espaciamiento: si el burden es excesivo,los gases de explosión encuentran resistencia parafragmentar y desplazar la roca, por lo que parte dela energía se transforma en sísmica, incrementandolas vibraciones.Este fenómeno es más notorio en las voladuras deprecorte, donde pueden registrarse vibraciones cincoveces superiores a las de voladuras convencionales sino se mantiene un adecuado control.La intensidad de la vibración en una localidad específicase determina mediante la siguiente relación empírica,CAPÍTULO 16( )usualmente denominada “Ley de Propagación”, querelaciona la velocidad de vibración máxima con lacarga de explosivo y la distancia:DH-nPPV = K (Peak Particle Velocity)W1/2donde:PPV = velocidad pico de partícula, en pulgadaspor segundo (o en mm/s).K = constante empírica de transmisión de la roca(factor local), 800 para roca suave a 1 200para dura.DH = distancia horizontal entre la voladura y elpunto de medición o registro, en pies ometros.W = máximo peso de carga explosiva permisiblepor retardo (mínimo de 8 milisegundos) ocargadeexplosivodetonadoinstantáneamente,en libras o kilos (W también se indica conla letra Q en diversa literatura).n = constante empírica determinada por lascondiciones geológicas existentes en ellugar, usualmente 1,6Las variables desconocidas K y n para un lugarespecífico se determinan por pruebas de disparo depequeñas cargas en la vecindad, previas al disparoprincipal que se quiere controlar. Estas pruebasdeterminan las propiedades de transmisión de las rocasy sobre la base de ellas se definirá el tamaño de lascargas en el disparo principal, para prevenir eventualesdaños.Las variaciones de los valores de K y n estáncondicionadas por fenómenos de absorción de altasfrecuencias, por irregularidades geológicas queprovocan la refracción y reflexión de las ondas, el tipode roca, la geometría del disparo y el tipo de explosivoutilizado.El exponente de W varía según la simetría de la cargaexplosiva:A) Para carga esférica (cráter)D -nPPV = KW1/3B) Para carga cilíndrica (convencional)DH -nPPV = KW1/2Para aclaración, la “velocidad pico de partículas” serefiere al mayor valor de una o más de las velocidadesdeterminadas por un sismógrafo para los componentesmutuamente perpendiculares de la vibración en elterreno: horizontal, vertical y transversal. La máximaPPV permisible es de 1,92 pulg/s (USBM), sobre este( )( )
    • 354valor pueden ocurrir daños a estructuras ocontrucciones.Otros autores no consideran una simetría de cargaparticular y utilizan la siguiente expresión general:V = K x Wax Dbdonde K, a y b son constantes empíricas estimadaspara un lugar determinado mediante un análisis deregresión múltiple.Como referencia, la constante K puede variar desde0,57 para rocas duras competentes hasta 3,40 parasuelos no consolidados.En general la amplitud de vibración en estructurasasentadas sobre roca será mayor que en estructurasasentadas en otras formaciones menos consolidadas;sin embargo, las frecuencias pueden ser más altas, locual reduce la posibilidad de daños.d. La carga explosiva y los tiempos de retardoUna voladura con múltiples taladros disparadossimultáneamente produce un violento efecto deconcusión y vibración.Los retardos dentro de una voladura mayor fraccionana ésta en una serie de pequeñas y muy cercanasvoladuras de taladro individuales, minimizando esteefecto, tanto así que la mayoría de los esquemas detiro propuestos por entidades especializadas,recomiendan pautas o espacios de intervalo de 8 ó 9m, como los retardos mínimos que deben serintercalados entre cargas que van a ser consideradascomo separadas, con el fin de controlar la vibraciones.Sin embargo, esta regla no es rígida ya que paravoladuras pequeñas y muy cercanas, el empleo deretardos más cortos puede resultar mucho másadecuado, lo que tendrá que comprobarse en cadacaso.Por otro lado, en voladuras efectuadas a grandesdistancias de estructuras, se requerirá de retardosmayores para obtener verdadera separación devibraciones, porque la vibración producida por cadacarga individual se mantiene latente por mayor tiempo.Los tiempos de retardo entre cargas se pueden estimarcon la siguiente ecuación:T = Kd x Bdonde:T = tiempo de retardoB = burdenKd = factor (3 a 5 ms/m)e. SobreconfinamientoAsí como una carga con burden apropiadamentediseñado producirá mucha menos vibración por kilode explosivo que una carga con un burden demasiadoamplio, también una excesiva sobreperforación, dalugar a un extremado confinamiento de la cargaexplosiva, particularmente si el primer o cebo se colocaen la zona de sobreperforación.Otro caso ocurre en las voladuras con varias filas detaladros, donde existe la tendencia de que la últimafila resulte naturalmente sobreconfinada. Para evitaresto, es aconsejable emplear períodos mayores deretardo entre estas últimas filas para darles mayor caralibre, pero teniendo en cuenta que en algunos tipos deterreno estos períodos mayores de tiempo pueden darlugar a la posibilidad de tiros cortados.Otro aspecto a tener presente es que si la secuencia seefectúa en una fila de taladros, las vibraciones seránmayores en la dirección en la que se está produciendola secuencia de salida, debido al efecto acumulativode ondas denominado efecto de “bola de nieve”.Estudios recientes han demostrado que los retardos demilisegundo en detonadores comerciales son menosprecisos de lo que se creía. Ello puede resultar entiempos demasiado cercanos entre retardos adyacenteso aunque menos frecuentes, en traslapes de tiempos,así que donde sea “condición crítica” que un taladrodeba detonar antes que el adyacente para proveeralivio seguro, puede ser una buena idea saltarse unnúmero de la secuencia de retardo entre los dostaladros.El monitoreo de las vibraciones producidas porvoladuras de rocas en minas de tajo abierto y obrasciviles es importante cuando están cerca a poblacioneso a instalaciones delicadas y para controlardeslizamientos de taludes en los bancos de explotación,donde es preciso un riguroso control basado en cargasmínimas por taladro y encendido con microretardos.La mayoría de minas subterráneas detonan tandasrelativamente pequeñas y no tienen problemas notablesde vibración.C. Equipos para el monitoreo de vibracionesUn equipo de control de vibraciones se componebásicamente de:a. Unos captadores electrodinámicos o piezoeléctricos(geófonos, anteriormente descritos).b. Un equipo que amplifica las señales que vienen delos captadores, generalmente acoplado a un sistemade registro que permiten visualizar y tratar los datospara su interpretación, denominados sismógrafospara voladuras.CAPÍTULO 16
    • 355Los equipos de registro más simples sólo graban eldibujo de la onda en un papel, sirviendo para verificaresporádicamente si el valor pico de vibración sobrepasaun determinado nivel.Los equipos más completos para la realización deestudios, llevan incorporados sistemas de grabaciónanalógicos o digitales para el análisis de los valoresrecepcionados en el campo, proporcionando mayorinformación (frecuencia, nivel de energía, etc.).Existen por tanto diversas opciones para la mediciónde vibraciones directamente en el terreno. Los queregistran sólo la velocidad pico son baratos, fáciles deusar y adecuados en muchos casos para asegurar elcumplimiento de normas y regulaciones. Sin embargo,los sismógrafos que registran el evento total son másútiles para el mejor entendimiento e investigación delos problemas de vibración.D. Distancia escaladaDonde la vibración no es un serio problema, losreglamentos permiten emplear la ecuación del “factorde escala” o “distancia escalada” en lugar de lasmediciones de vibración con un sismógrafo. Paradeterminar las cargas permisibles por retardo laecuación de distancia escalada es:donde:Ds = distancia escaladaDi = distancia del área de disparo a la estructuraa proteger (en pies).W1/2= máxima carga explosiva en libras por cadaperíodo de retardo en 8 m.EjemploSi el punto a proteger está a 500 pies del disparo y lavoladura tiene una carga máxima de 100 libras porcada período de 8 milisegundos, la distancia escaladadebe ser 50.Una distancia de 50 o más protegerá contra vibracionesmayores a 2 pulg/s según esto, para una distancia de500 pies, podrán detonarse 100 lb. de explosivo: para1 000 pies, 400 lb; para 1 500 pies, 900 lb, etc.Otros parámetros empleados son:RELACIÓN DE ENERGÍA (R.E.): Cuyo límite debe ser1,0R.E = (3,29 fA)2donde:f = frecuencia en ciclos/sA = amplitud en pulgadasy también:RE = 1 PPV = 1,92 pulg/sENERGÍA DE VIBRACIÓN (E.V.): en cuyo caso el rangode 3 a 6 es aceptable (más de 6 es peligroso)E.V = a2/ f2donde:a = aceleración pico en pulg/s2.f = frecuencia/s o ciclo/sLos registros sismográficos de la operación devoladura, describiendo el trazo, carguío, cantidad deexplosivo, encendido, y otros aspectos pertinentes sobrela voladura, son esenciales para casos legales o parainvestigación técnica.CRITERIO LÍMITE PARA VIBRACIONES OSM(OFFICE OF SURFACE MINING USA)Criterio de velocidad de partícula:de 0 a 300 pies 1,25 pie/sde 301 a 5 000 pies 1,00 pie/sde 5 001 a más 0,75 pie/sCriterio de distancia escalar:de 0 a 300 pies 50de 301 a 5 000 55de 5 001 a más 60Daños a estructuras por vibraciones:No existe un nivel de referencia sobre el cual losdaños empezarán a ocurrir. Este nivel dependerá entreotros aspectos del tipo, condición y edad de laestructura, del tipo de terreno sobre el cual se haconstruido la estructura a proteger, y de la frecuenciade la vibración en Hertz.El mayor daño ocurre con una VPP de 7,6 pulg/s y deacuerdo al USBM una de 2 pulg/s es razonable paraseparar una zona relativamente segura de unaprobablemente peligrosa para una estructura.La vibración puede llegar a una edificación por loscimientos, y en función de su frecuencia y de suvelocidad, la estructura responderá a estavibración con otra mayor o menor, en función de suspropias características elásticas.La peor situación se produce cuando la frecuenciaproducida coincide con la frecuencia natural devibración de la propia estructura, fenómeno conocidocomo RESONANCIA, muy destructivo, ya que acumulatensiones que afectan a los enlucidos, vidrios, y creagrietas de distintas magnitudes.Igualmente sensibles son ciertas estructurasnaturales o condiciones del terreno que pueden serdesestabilizadas con riesgo de desplomarse (taludesen minas o en carreteras, cornisas de hielo o nieveque pueden caer en avalancha, etc.).CAPÍTULO 16
    • 356En obras de ingeniería cercanas a centros pobladosdebe tenerse en cuenta que las personas tienden aquejarse de vibraciones muy por debajo de losniveles dañinos. El grado de tolerancia de unindividuo depende de su salud, del temor a losdaños, de su actitud hacia la operacion minera u obraen trabajo.Un ejemplo del “Rango de Percepción a las Vibra-ciones” por personas en reposo es el siguiente:- Apenas perceptible:PPV = 0,02 mm/s (f = 3 a 25 Hz)- Incómoda:PPV = 0,5 mm/s (f = 30 Hz y 50 mm/s a 5 Hz)- Fuertemente perceptible:PPV = 25 mm/s (f = 2,5 a 25 Hz)para un tiempo de 5 segundos.Onda sónica:La onda sónica de la explosión producirá desdesobresalto hasta rotura de vidrios, según la distancia ycircunstancias en que se produce, lo que también puedeser motivo de queja en disparos en zonas pobladas.Esta onda entre otras razones se produce porcompresión del aire al desplazarse la cresta o burdendel disparo, por explosivo no confinado (cordóndetonante superficial, taladros no taponados) y porsobrecarga de explosivo.Cuando sea necesario reducir el nivel de la onda sónicase recomienda:- Evitar el empleo de cordón detonante expuesto,cubrirlo con unos 10 cm de tierra suelta.- Seleccionar esquemas y secuencias de tiro queeviten el reforzamiento de ondas.- No dejar taladros sin taquear.- No disparar la voladura cuando la dirección delviento sea crítica hacia la zona a proteger.Tampoco es recomendable disparar muy tempranoo en la noche, por la temperatura ambiente quefavorece su desplazamiento y por la condición dequietud a esas horas.CAPÍTULO 16
    • 357Reducción de niveles de vibración del terreno porvoladurasUn excesivo nivel de vibración en una voladura deproducción señala una sobrecarga o una inadecuadasecuencia de tiempos de salida. Aunque cada casorequiere un análisis particular, se sugieren algunasmedidas para aminorarlo:1. Minimizar la carga de explosivo por unidad demicroretardo:a. Reduciendo el diámetro de perforación.b. Acortando la longitud de los taladros.c. Seccionando y espaciando las cargas dentrode los taladros, e iniciándolas en tiemposescalonados (decks).d. Utilizando el mayor número de detonadoreso tiempos de retardo posibles (con explosoressecuenciales de microretardo si se supera laserie comercial de detonadores eléctricos ono eléctricos disponibles, esto naturalmenteen voladuras con gran número de taladroso con muchas cargas espaciadas).2. Reducir el número de taladros con detonadoresinstantáneos, ya que éstos producen más impacto.3. Elegir un tiempo de retardo entre barrenos y filasefectivas que evite una fuerte superposición de ondasy permita un buen desplazamiento de la rocadisparada.4. Disponer la secuencia de iniciación de modo queésta progrese desde el extremo más próximo a laestructura a proteger alejándose de la misma.5. Utilizar el consumo específico adecuado, ya queun consumo excesivo da lugar a una sobrecargainnecesaria acompañada de grandes efectosperturbadores .6. Disponer el esquema de taladros con unarelación “H/B > 2”.7. Controlar la perforación para que las mallas realescoincidan con las nominales.8. Emplear sobreperforaciones con las longitudesmínimas necesarias para un buen arranque.9. Disponer los frentes con la mayor superficie libreposible.10.Crear pantallas o discontinuidades entre lasestructuras a proteger y las voladuras, por ejemplocon una cortina de taladros de precorte.CAPÍTULO 16
    • 358- Explosives for North American Engineers C.E.Gregory- Manual para uso de Explosivos (BlastersHandbook)Du Pont - 175 Aniversary - ISEE- Técnicas suecas de VoladuraRune Gustavson- Explosives, An Engineering ToolG. Berta- Rock BlastigU. Langefors & B. Kihlstrom- Surface Blast DesignCalvin J. Konya - Edwar J. Walter- Blasting OperationsGary B. Hemphill- Explosives - Third EditionRudolf Meyer- Explosives and Rock BlastingAtlas Powder Company- Applied Explosives TechnologyStig O. Olofsson- Rock Blasting and Explosives EngineeringPer-Anders Persson - Roger Holmberg - Jaimin Lee- Manual de Perforación y Voladura de RocasCarlos López Jimeno - Emilio López Jimeno - JoséMaría Pernia LLera - Fernando Pla Ortiz de UrbinaInstituto Geológico y Minero de España- ModerN Trends in Tunelling and Blast DesignJhon Johansen- Gli ExplosiviG. Antonioli - G. Masera- Blasting PracticeI.C.I.- Factors in Selecting and Appliying CommercialExplosives and Blasting AgentsU.S. Bureau of Mines - Circular 8405- Der SprengberechtigteIng. Horst Roschlau- Spreng Technisches HandbuchDynamit Nobel- Materias ExplosivasM. katz - L. Metz- Surface MiningEugene P. Pfleider- Moving the earthH.L. Nichols Jr.- Elementos de MineríaG. J.Young- Mining Methods & EquipmentKoehler S. Stout- Labores MinerasS. Borisov - M. Klokov - B. Gornovoi- Rock Drilling ManualAtlas Copco- Geología EstruturalL.V. de Sitter- Geología de MinasHueh Exton Mc. Kinstry- Geología PrácticaFrederic H. Lahee- Geología FísicaArthur Holmes- Geología y Geotecnia para IngenierosDimitri P. Krynine - William R. Judo- Geología y Estratigrafía (Perú)C. I. Lisson- Geología del PerúG. Steinmann- Mecánica de Rocas en Ingeniería PrácticaD.U. Deere- Fundamentos de Mecánica de RocasD. F. Coates- Manual Práctico de Voladura ExsaPrimera, Segunda y Tercera Ediciones- Trabajos Diversos de Voladura en campoDepartamento Técnico Exsa S.A.- Boletines Técnicos 1 al 23 y Publicaciones Variasde Voladura y Seguridad en Uso de Explosivos -Catálogos de Productos - Folletos Siempre-NuncaDepartamento Técnico EXSA S.A.BIBLIOGRAFÍA