Capítulo 20../

../

VOLADURAS EN BANCO../

../

../ 1. INTRODUCCION

En los capítulos precedentes se ha analizado la in-../ fluencia de las propiedades de las rocas en la frag-

mentación, los criterios de selección de los explosivos,la incidencia de cada variable de diseño de las voladu-

../ ras Y sus efectos sobre los resultados obtenidos.Queda pues, determinar la disposición geométrica delos barrenos, las cargas de explosivo, la secuencia deencendido y los tiempos de retardo, que constituyen

/ los principales problemas en la práctica de las vola-duras.

La expansión de la minería a cielo abierto y la evolu-/ ción de los equipos de perforación han hecho de las

voladuras en banco el método más popular de arran-que de rocas con explosivos, y que incluso se haya

/ adaptado e introducido en algunas explotaciones yobras subterráneas.

Las voladuras en banco en trabajos a cielo abierto seclasifican según la finalidad de las mismas, pudiendo

/ distinguirse los siguientes tipos:

/a) Voladuras en banco convencionales. Se persigue

la máxima fragmentación y esponjamiento de laroca.

/Voladuras para producción de escollera. Sebusca la obtención de fragmentos gruesos deroca.

c) Voladuras de máximo desplazamiento. Se pre-tende proyectar un gran volumen de roca a un

lugar determinado por la acción de los e~plosivos.d) Voladuras para excavación de carreteras y auto-

pistas. Se caracterizan por los condicionantes queimponen el trazado de la obra y el perfil del terreno.

e) Voladuras en zanjas y rampas. Son obras linealesdonde por la estrechez y forma de las excavacio-nes el confinamiento de las cargas es elevado.

f) Voladuras para nivelaciones y cimentaciones.Son por lo general trabajos de reducida extensión yprofundidad.

g) Prevoladuras. Se intenta aumentar la fractura-ción natural de los macizos rocosos sin apenasdesplazar la roca.

b)

/

/

/

/

En el presente capítulo se estudian únicamente lostres primeros tipos de voladuras.

/

Foto 20.1. Voladura en banco de una cantera.

A partir de la década de los 50, se han desarrolladogran número de fórmulas y métodos de determinaciónde las variables geométricas: piedra, espaciamiento,sobreperforación, etc. Estas fórmulas utilizan uno ovarios g ru pos de parámetros: diámetro del barreno,características de los explosivos, resistencia del ma-cizo rocoso, etc. En el Apéndice I de este capítulo serecoge un resumen de las fórmulas de cálculo másimportantes"

Otra clasificación usual de las voladuras en banco sehace atendiendo al diámetro de los barrenos:

- Voladuras de pequeño diámetro, desde 65 a165 mm.

- Voladuras de gran diámetro, desde 180 a 450 mm.

En las voladuras de pequeño calibre se puede seguirla técnica sueca desarrollada por Langefors y Kihls-tróm, mientras que las segundas se adaptan mejor ala técnica del cráter enunciada por Livingston o cri-terios americanos.

No obstante, debido a la gran heterogeneidad de lasrocas el método de cálculo debe basarse en un pro-ceso continuo de ensayos y análisis que constituyen un«ajuste por tanteo» (trial and error technique).

En los siguientes apartados, se dan reglas simplesque permiten una primera aproximación al diseñogeométrico de las voladuras y cálculo de las cargas,caracterizando a las rocas exclusivamente por la re-sistencia a la compresión simple. Es obvio que en cada

259

caso, después de las pruebas y análisis de los resulta-dos iniciales, será necesario ajustar los esquemas ycargas de explosivo a tenor del grado de fisuración ycontrol estructural que ejercen las discontinuidadespresentes en el macizo rocoso.

2. VOLADURAS EN BANCO DE PEQUEÑODIAMETRO

Se denominan voladuras de pequeño diámetroaquellas que se encuentran en el rango de 65 mm a 165mm de diámetro de perforación y sus aplicaciones másimportantes son: explotación de canteras, excavacio-nes de obras públicas y minería a cielo abierto depequeña escala.

Las cargas de explosivo son cilíndricas alargadas conuna relación « liD> 100" Y se realizan generalmentecon dos tipos de explosivos, uno para la carga de fondoy otro para la carga de columna.

2.1. Diámetros de perforación

La elección del diámetro de los barrenos depende dela producción horaria, o ritmo de la excavación, y de laresistencia de la roca. Tabla 20.1.

Hay que tener presente que los costes de perforacióndisminuyen en la mayoría de los casos con el aumentode diámetro.

2.2. Altura de banco

La altura de banco es función del equipo de carga ydel diámetro de perforación. Las dimensiones reco-

'--mendadas teniendo en cuenta los alcances y caracte-rísticas de cada grupo de máquinas se recogen en laTabla 20.2.

Por cuestiones de seguridad, la altura máxima acon-sejada en minas y canteras es de 15 m y sólo paraaplicaciones especiales, como en voladuras para es-collera, se deben alcanzar alturas de 20 m.

'--

'--

2.3. Esquemas de perforación,sobreperforación y retacado

'--

El valor de la piedra «B» es función del diámetro delos barrenos, de las características de las rocas y de los

tipos de explosivos empleados.Si la distribución de la carga es selectiva, con un

explosivo de alta densidad y potencia en el fondo y otrode baja densidad y potencia media en la columna, losvalores de la piedra oscilan entre 33 y 39 veces el diá-metro del barreno «D", dependiendo de la resistenciade la roca a compresión simple y de la altura de la cargade fondo.

El espaciamiento entre barrenos de una misma filavaría entre 1,15 B para rocas duras y1,30 para rocasblandas.

La longitud del retacado y de la sobreperforación secalculan en función del diámetro de los barrenos y dela resistencia de la roca.

En la Tabla 20.3 se indican los valores tentativos de

los parámetros geométricos en función de las resis-tencias de las rocas.

'--

'--

'--

'--

'-

'--

2.4. Inclinación de los barrenos "

En la gama de diámetros de trabajo citada los equi-pos de perforación son habitualmente rotopercutivosde martillo en cabeza, neumáticos e hidráulicos, y demartillo en fondo. Estas máquinas permiten inclina-

TABLA 20.1

'-

'-

'-

TABLA 20.2

'-

260

'-

"

"

PRODUCCION HORARIA MEDIA (m3b/h)ÓIAMETRO DEL

-BARRENO (mm) Roca blanda-media Roca dura-muy dura

< 120 MPa > 120 MPa.

65. 190 6089 250 110

150 550 270

ALTURA DE BANCO DIAMETRO DEL BARRENO EQUIPO DE CARGA

H (m) D (m m) RECOMENDADO

8 - 10 65 - 90 Pala de ruedas10 - 15 100 - 150 Excavadora hidráulica

o de cables

/TABLA 20.3

/

/

/

/

/ciones de las deslizaderas con ángulos de hasta 20° eincluso mayores con respecto a la v3rtical.

La longitud de barreno «L» aumenta con la inclina-ción, pero por el contrario la sobreperforación «J" dis-minuye con ésta. Para calcular «L» se utiliza:)

L=~ + (1 --1 )xJcos~ 100

siendo «{3" el ángulo con respecto a la vertical engrados.

2.5. Distribución de cargas

Teniendo en cuenta la teoría de las cargas selectivas,en la que la energía por unidad de longitud en el fondodel barreno debe ser de 2 a 2,5 veces superior a laenergía requerida para la rotura de la roca frente a lacarga de columna, y en función de la resistencia de laroca se recogen en la Tabla 20.4 las longitudes de lacarga de fondo recomendadas.

La altura de la carga de columna se calcula pordiferencia entre la longitud del barreno y la suma de ladimensión del retacado y de la carga de fondo.

Los consumos específicos de explosivo varían entre250 y 550 g/m3 para los cuatro grupos de rocas consi-derados.

2.6. Ejemplo de aplicación

En una cantera se extrae roca con un"F~resistencia

a compresión simple de 150 MPa en bancos de 10 mde altura. La perforación se realiza con un equiporotopercutivo de martillo en cabeza con un diámetrode 89 mm. Los explosivos utilizados están constitui-

TABLA 20.4

dos por un hidrogel encartuchado de 75 mm dediámetro y ANFO a granel, con unas densidades res-pectivas de 1,2 Y 0,8 g Icm 3.

Se desea determinar el esquema de perforación yla distribución de cargas manteniendo los barrenosuna inclinación de 20°.

. Sobreperforación: J = 12 D = 1,1m

. Longitud de barreno

L = ~+ (1 -~cos 20° 100) x J = 11,5m

. Retacado

. Piedra

. Espaciamiento

T = 32B = 35S = 43

D = 2,8mD = 3,1mD = 3,8m

H. Volumen arrancadoVR = BxSx ¡:¡-= 125,4m3cos f'

. Rendimiento de arranque RA = VR = 10,9 m3L m

(Se considera que el peso de la columna aplastalos cartuchos y éstos pasan a tener un diámetromedio superior al nominal en un 10%).

. Concentración de lacarga de fondo

. Carga de fondo

. Longitud de la carga decolumna

. Concentración de la

carga de columna. Carga de columna. Carga de barreno

Ir = 40 x D = 3,6m

qr = 6,4 kg/mQr = 23,0 kg

le = 5,1m

qe = 5,0 kg

Qe = 25,5 kg

Qb = 48,5 kg

CE = Qb = O 387 k g/m3VR '

. Longitud de carga defondo

. Consumo específico

261

RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)VARIABLE DE

DISEÑO Blanda Media Dura Muy Dura< 70 70-120 120-180 > 180

PIEDRA - B 39 D 37 D 35 D 33 D

ESPACIAMIENTO - S 51 D 47 D 43 D 38 D

RETACADO - T 35 D 34 D 32 D 30 D

SOBREPERFORACION - J 10 D 11 D 12 D 12 D

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE

DISEÑO Blanda Media Dura Muy Dura< 70 70-120 120-180 > 180

LONGITUD CARGA DE FONDO-Ir 30 D 35 D 40 D 46 D

Foto 20.2. Voladura en banco multifíla.

3. VOLADURAS DE GRAN DIAMETRO

Dentro de este grupo se encuentran las voladurasque se disparan con barrenos de 180 a 450 mm dediámetro. La perforación se suele llevar a cabo conequipos rotativos y triconos que son de aplicación enlas grandes explotaciones mineras a cielo abierto y endeterminadas obras públicas en excavaciones paracentrales eléctricas, canteras para construcción depresas, etc.

En este tipo de voladuras los criterios de diseño sehan desarrollado a parti r de la teoría del cráter deLivingston, teniendo las cargas cilíndricas una confi-guración tal que se cumple «I/D < 50».

3.1. Diámetros de perforación

Al igual que con las voladuras de pequeño diámetro,

'---la elección de este parámetro se realiza a partir de laproducción horaria y tipo de roca que se desea frag-mentar, Tabla 20.5. '-...

3.2. Altura de banco '-

La altura de banco está relacionada con el alcance

de las excavadoras de cables y el diámetro de perfora-ción. Según la capacidad de esos equipos de carga la "-altura en metros puede estimarse con la siguienteexpresión:

'-

H = 10 + 0,57 (Cc - 6)

donde:

Cc = Capacidad del cazo de la excavadora (m 3).

Teniendo en cuenta la resistencia de la roca, la di-

mensión de «H» puede también estimarse a partir de«D» con los valores medios indicados en la Tabla 20.6.

En algunos casos la altura de banco está limitada porla geología del yacimiento, por imperativos del controlde la dilución del mineral y por razones de seguridad,como ya se ha indicado.

En general, en explotaciones metálicas se man-tiene una relación «H/B < 2».

'-

3.3. Retacado

La longitud de retacado se determina en función deldiámetro y la resistencia de la roca, Tabla 20.7.

TABLA 20.5

TABLA 20.6

262

PRODUCCION HORARIA MEDIA (m3b/h)DIAMETRO DEL

BARRENO (mm) Roca blanda Roca media-dura Roca muy dura< 70 MPa 70-180 MPa > 180 MPa

/

200 600 150 50250 1200 300 125311 2050 625 270

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE DISEÑO

Blanda Medío-dura Muy dura< 70 70-180 > 180

ALTURA DE BANCO - H 52 D 44 D 37 D

../TABLA 20.7

J

~,

J

./

.J 3.4. Sobreperforación

La sobreperforación suele calcularse a partir del.J diámetro de los barrenos. Tabla 20.8.

Cuando se perforan barrenos verticales, la sobre-perforación de la primera fila alcanza valores de 10 -12

, D.

.J Se pueden emplear longitudes de sobreperforaciónmenores que las indicadas en los siguientes casos:

./ - Planos horizontales de estratificación y coinci-dentes con el pie del banco.

Aplicación de cargas selectivas de explosivo.

../ - Empleo de barrenos inclinados.

../ 3.5. Inclinación

En la gama indicada de diámetros es muy frecuente

./ el empleo de la perforación rotativa. Debido a los in-convenientes que plantea la angulación del mástil eneste tipo de perforadoras, sobre todo en rocas duras,se utiliza sistemáticamente la perforación vertical.

./

Un ejemplo típico lo constituyen las explotacionesde minerales metálicos con alturas de banco com-

prendidas entre 10 Y 15 m.Sin embargo, en rocas blandas y con alturas de

banco superiores a 24 m es aconsejable la perforacióninclinada. Así sucede en las explotaciones de carbóndel tipo descubierta.

3.6. Esquemas de perforación

El valor de la piedra «B», como ya se ha indicado, esfunción del diámetro de la carga, de la resistencia de laroca y de la energía específica del explosivo utilizado.El diámetro de la columna de explosivo suele coincidircon el diámetro de perforación, ya que es normal elempleo de agentes a granel y sistemas mecanizados decarga desde camión que permiten, además de un ritmode llenado alto, variar las características del explosivo

a lo largo de dicha columna.En la Tabla 20.9 se indican los valores recomenda-

dos de la piedra y el espaciamiento en función del tipode roca y explosivo utilizado.

TABLA 20.8./

./

./

.,,"

./TABLA 20.9

./

./

./

./

./263

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)VARIABLE DE DISEÑO

Blanda Media-dura Muy dura<70 70-180 > 180

RETACADO - T 40 D 32 D 25 D

DIAMETRO DEL BARRENO (m m)VARIABLE DE DISEÑO

I180 - 250 250 - 450

SOBREPERFORACION - J 7 - 8 DI

5 - 6 D

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)TIPO DE VARIABLE DE

EXPLOSIVO DISEÑO Blanda Media-dura Muy dura< 70 70-180 . > 180

ANFO PIEDRA - B 28 D 23 D 21 D

ESPACIAMIENTO - S 33 D 27 D 24 D

HIDROGELES PIEDRA - B 38 D 32 D 30 D

Y EMULSIONES ESPACIAMIENTO - S 45 D 37 D 34 D

3.7. Distribución de carga

En las grandes explotaciones a cielo abierto se havenido utilizando de forma regular el ANFO comocarga única, debido a las siguientes ventajas:

- Bajo coste

- Elevada Energía de Burbuja

- Seguridad

- Facilidad de mecanizar la carga, etc.

El empleo de los hidrogeles se ha visto limitado a loscasos en que no era posible la utilización del ANFO,como por ejemplo cuando los barrenos alojaban aguaen su interior, o simplemente cuando los cartuchoscolocados en el fondo actuaban de iniciadores o cebosdel resto de la columna de explosivo.

En la actualidad, el desarrollo de las emulsiones y laposibilidad de obtener en el propio camión de cargamezclas de emulsión y ANFO (ANFO-Pesado) ha propi-ciado la implantación de las cargas selectivas.

El sistema consiste en la creación de una carga defondo de un explosivo denso con una longitud de «8 a16 D", según el tipo de roca, y llenado del resto delbarreno con ANFO.

Esta técnica de carga proporciona el coste mínimode perforación y voladura junto a los resultados ópti-mos de la operación en términos de fragmentación,esponjamiento, condiciones de piso y geometría de lapila.

En las voladuras de gran diámetro los consumosespecíficos de explosivo varían entre 0,25 y 1,2kg/m3.

3.8. Ejemplo de aplicación

En un yacimiento metálico las voladuras se perfo-ran en un diámetro de 251 mm con barrenos verti-cales, utilizándose dos tipos de explosivos, unaemulsión para el fondo en una longitud de «8 O» ydensidad de 1,3 g/cm3 y el resto ANFO a granel conuna densidad de 0,8 g/cm3.

Foto 20.3. Señalización del mineral ydel estéril después de una voladura de gran diámetro.

264

Calcular los esquemas y cargas de explosivo sa-biendo que la altura de banco es H = 12 m y laresistencia de la roca RC = 110 MPa. \..

4. VOLADURAS EN BANCO CON BARRENOSHORIZONTALES "

En las voladuras en banco convencionales el corte dela roca al nivel del piso se consigue por medio de lasobreperforación y la concentración de explosivo de altapotencia en el fondo de los barrenos verticales. Aunqueesta práctica da generalmente buenos resultados, exis-ten casos en los que las condiciones cambiantes de losmacizos dificultan el corte de las rocas en las partesinferiores de los bancos. En tales situaciones puedeaumentarse la longitud de perforación y la altura de lacarga de fondo,o bien complementarel esquema conbarrenos horizontales o zapateras. En Europa Central,esta técnica de voladuras está bastante extendida, debi-

do a las ventajas que presenta en macizos rocosos difí-ciles:

- Mejor corte de la roca a la altura del piso del banco.- Menor concentración de explosivos en el fondo del

banco.- Menor fracturación en el techo de los niveles inferio-

res.

Por el contrario, los inconvenientes que presenta son:

- Aumento de la perforación específica.- Dispositivo especial en los carros de perforación

para hacer los taladros en horizontal.- Mayor número de desplazamientos de la perforado-

ra entre los dos niveles de trabajo.

Generalmente, los barrenos se perforan con el mismodiámetro, en la gama de 89 a 110 mm.

En cuanto a los esquemas de perforación, los barre-nos verticales se efectúan hasta una distancia a los

. Sobreperforación J = 8 D = 2,Om

. Longitud de barreno L = H + J = 14,0 m \.. Retacado .T = 32 D = 8,0 m

. Pied ra B = 23 D = 5,8 m

. Espaclamiento S = 27 D = 6,8 m.Volumen arrancado VR = B x S x H = \..

473,3 m3

. Rendimiento de arranque RA = VR = 33,8 m 3/mlL "-

. Longitud de carga defondo Ir= 8 D = 2,0 m

. Concentración de la "-

carga de fondo qr "- 64,24 kg/m. Carga de fondo ar = 128,5 kg. Longitud de la carga de

columna le = 4,0 m"-

. Concentración de la

carga de columna qe = 39,53 kg/m. Carga de columna ae = 158,1 kg ". Carga de barreno ab = 286,6 kg

. Consumo específico CE= =0,605 kg /m3VR "

./ horizontales de 0,5 a 1B, con lo que la piedra teórica enlos barrenos horizontales pasa a ser de:

./ B2 = 0,5 + 1 x B

siendo:

./

B = Piedra de los barrenos verticales (m)B2 = Piedra de los barrenos horizontales (m)

./

El espaciamiento entre los barrenos horizontales«82", con respecto al de los barrenos verticales sueleser:

./

82 = 0,5 8

./donde:

82 = Espaciamiento entre barrenos horizontales (m)8 = Espaciamiento entre barrenos verticales (m)

./

La longitud de los barrenos horizontales «H2" depen-de de la anchura de la voladura, por lo que será un valormúltiplo de la piedra de los barrenos verticales:

H2 = n x B,

/ siendo:

n = Número de filas de barrenos verticales.

/

H

s,. ~!

II iI 11

" 11 I¡

,1 ,1 11i I ,1 I¡" I1 I1" 11 I1,1 ,1 1,

--~ ~---~-----

~.Q g, .Q .Q .Q

Figura 20.1. Voladura en banco con barrenos horizontales o

zapateras.

5. VOLADURAS PARA PRODUCCION DE ESCO-LLERA

En determinadas obras de superficie como son laconstrucción de diques marítimos y presas de roca senecesitan materiales con unas granulometrías varia-bles y muy específicas. La roca de mayor tamaño den-tro de esas curvas de distribución constituye la deno-minada «escollera».

La configuración de las voladuras para producir blo-ques de grandes dimensiones difiere de la convencio-nal de las voladuras en banco. Dos objetivos básicosconsisten en conseguir un corte adecuado a la cota delpiso y un despegue limpio a lo largo del plano queforman los barrenos con un agrietamiento mínimo dela roca por delante de dicho plano.

Las pautas que deben seguirse para el diseño de lasvoladuras de escollera son las siguientes:

- Altura de banco lo mayor posible, dentro de unascondiciones de seguridad de la operación. Habi-tualmente, se adoptan alturas entre los 15 y 20 m.

- Diámetros de perforación comprendidos entre 75 y115 mm.

- Inclinaciones de barrenos entre 5 y 10°,

- Sobre perforación «J = 10 D».

- Longitud de carga de fondo de «55 D», con explosi-vos que den una elevada densidad de carga.

- Relación entre la piedra y el espaciamiento«BIS = 1,4 - 1,70». En ocasiones se emplean va-lores incluso superiores a 2.

- Consumo específico en la zona de la carga defondo en función de la resistencia a compresiónsimple de la roca:

> 650 g/m3 para RC > 100 MPa< 500 g/m3 para RC < 100 MPa

- Retacado intermedio entre la carga de fondo y lacarga de columna del orden de 1m.

- Densidad de carga en el plano de corte:

> 500 g/m2 para RC > 100 MPa< 250 g/m2 para RC < 100 MPa

- Carga de columna desacoplada con una relaciónentre el diámetro del barreno y el diámetro decarga alrededor de 2.

- Retacado con una longitud de «15 D»,

- Secuencia de encendido instantánea en toda la filade barrenos.

Con los criterios de diseño indicados, los resultadosreales obtenidos en un gran número de voladurasefectuadas en rocas homogéneas son los recogidos enla Tabla 20.10.

265

TABLA 20.10

//°/

~ ,ó/ S

///0'IE¡r~IIElI"

CARGA DECOLUMNA----

Figura 20.2. Esquema de voladura para producciónde escollera.

6. VOLADURAS DE MAXIMO DESPLAZAMIENTO

A comienzos de la década de los ochenta se introdujoen los yacimientos horizontales de carbón una técnicade voladura con la que se pretendía no sólo fragmentarla roca, sino incluso desplazar el máximo volumen deésta, entre el 30 y 60%, al hueco de la fase anterior deexplotación. Esta clase de voladuras son las conocidascomo «Voladuras de Máximo Desplazamiento (VMD) oVoladuras de Trayectoria Controlada (VTC»>.

El sistema convencional de movimiento del estéril de

recubrimiento integra diferentes operaciones: voladurapara la fragmentación y esponjamiento de la roca,carga, transporte y vertido del material. Las VMD combi-nan estas operaciones en una sola, con las siguientesventajas:

- La mayor parte del desmonte se efectúa en un perío-do de tiempo menor.

- El número de equipos de carga y transporte se redu-ce notablemente.

- Los costes, tanto de capital como de operación, delestéril se minimizan.

266

'-

'--

'---

"-

'---

'---PISTA DE TRANSPORTE DEL

Figura 20.3. Método de explotación con voladuras demáximo desplazamiento.

'-

'-La efectividad de las VMD es función de la velocidad

del proceso de fragmentación de la roca y de la energíadisponible para lanzar una gran parte del material a unlugar determinado. El control de la trayectoria supone elconocimiento de las energías y movimientos del terrenoque se producen en las voladuras, el control de la direc-ción que se requiere para el avance adecuado delbanco, así como de la velocidad y desplazamiento hori-zontal del material.

Además de la aplicación a minas de carbón, sonmuchas las posibilidades que ofrecen este tipo de vola-duras, por lo que a continuación se comentan las princi-pales variables de diseño.

'--

'--

'--

'--

6.1. Variables de diseño de las voladuras

6.1.1. Diámetro de perforación

Existe una tendencia lógica hacia los diámetros degran tamaño, ya que para una misma producción, siem-pre que los ritmos lo aconsejen, los menores costes seobtienen con los mayores diámetros, siendo frecuenteen las grandes minas a cielo abierto barrenos de 230 a380 mm.

No obstante, en las VMD hay que tener en cuenta quelas columnas de retacado (T) son proporcionales a D yque, por consiguiente, los barrenos de mayor diámetropresentan grandes áreas en la parte superior-iguales a T x S- en las que la roca está anclada almacizo rocoso.

\...

\...

6.1.2. Inclinación

La componente principal del movimiento de las rocases perpendicular al eje de los barrenos, por lo que cuan-do éstos se inclinan el material se proyecta hacia arribay hacia adelante.

PORCENTAJE (%)PESO DE

BLOQUE (kg) RC < 100 MPa RC> 100 MPa

> 3000 30 501000 - 3000 20 25

50 - 200 25 15Finos 25 10

JEn teoría, el desplazamiento horizontal es máximo

cuando el ángulo de los barrenos es de 45°, pero en lapráctica lo habitual es utilizár inclinaciones no superio-

J res a los 30°. Esto es debido a las características de losequipos de perforación, que en algunos casos inclusoaconsejan la perforación vertical, como sucede con los

.-/ grandes equipos rotativos con rocas duras.

J 6.1.3. Esquemas

Los esquemas de barrenos pueden ser cuadrados orectangulares y al tresbolillo, siendo éstos últimos los

.-/ más adecuados.Si, en el instante de movimiento inicial de la superfi-

cie, la presión del gas en la grieta entre barrenos no dis-J minuye rápidamente, la roca situada enfrente de los

barrenos se someterá a la máxima fuerza de empujehacia adelante.

Las grietas entre barrenos deben desarrollarse com-.-/ pletamente, y actuar en ellas los gases antes de que la

roca comience su movimiento. Si por alguna razón exis-ten desigualdades de presión, el problema se atenúa

J con los esquema al tresbolillo, pues una insuficiencia deempuje en una parte de una fila queda corregida por lamayor presión que actúa en la misma dirección en la fila

./ siguiente, Fig. 20.4.

./DIRECCIDN PRINCIPAL DEL MOVIMIENTO DE LA ROCA

J FRENTE

~~ rq ~ r""'Il""Ilo'=¡i::C;o ¡

EE

FRENTE

'yJo 'F ~IQ I""\~"" """--1/'"\ o 11

~!---7o 2 / o

A -- ~ '(b) B

r./ ¡

[(cc)

./

Figura 20.4. Esquemas cuadrados en línea (a) y al tresboliJ/oen línea (b).

.-/

./

Por otro lado, en los laterales del bloque a volar lasfuerzas de cizallamiento son mayores conforme más seaproxima el ángulo "[3» a los 90°, motivo por el cualtambién son aconsejables los esquemas al tresbolillo enla apertura de los tajos. ~/

J

6.1.4. Piedra y espaciamiento

J La relación Espaciamiento/Piedra «S/8» es el pará-metro más importante de las voladuras, debiendo ser talque los gases de explosión de cada carga ejerzan suempuje hacia adelante en la mayor área posible delplano que configuran los barrenos de cada fila.

Si «S» es muy grande los gases escapan a la atmós-fera antes de que penetren completamente en las grie-tas formadas entre los barrenos. Estas grietas son lasprimeras que deben desarrollarse y ser presurizadasantes de que lo sean las grietas radiales que se dirigenhacia el frente.

./

./

./

/

En rocas masivas la relación «S/8» óptima se aproxi-ma a 2,0, mientras que cuando existen discontinuidadessubverticales orientadas normal y paralelamente al fren-te libre se recomiendan valores entre 1,0 Y 1,5.

Cuando las fisuras se distribuyen por igual en variasdirecciones las relaciones aconsejadas se encuentranentre 1,5 Y 2,0.

Cuando la dimensión de la piedra es demasiado gran-de se produce un agrietamiento y desplazamientopequeño. Este efecto se ilustra en la Fig. 20.5, conformela piedra disminuye tiene lugar una mayor fracturación yaceleración de los fragmentos hacia el frente. La reduc-ción de la piedra es limitada a una distancia mínima pordebajo de la cual el volumen de roca fragmentada espequeño y se produce el escape prematuro de losgases de explosión a través del frente. En esta situa-ción, similar a un estallido o reventón, la fragmentacióny velocidad de proyección del material decrece.

ABOMBAMIENTO DE LA SUPERFICIE

)' ti :. IPRoYECCIONDE ROCA

I

INICIO DE ROTURA AGRIETAMIENTODE ROTURATOTALDE CREACIONDEL CRATERDE LA SUPERFICIE Y LA ROCASUPERFICIAL LA ROCAY FORMACION CON UN VOLUMENLIGERO ABOMBAMIENTOE INTERNAY TOTALDEL CRATER. INFERIORAL oPTIMo.

ABOMBAMIENTODE FRAGMENTACIONFINA,LA SUPERFICIE. NUDOSY PROYECCIONES

Figura 20.5. Efectos de la disminución de la piedraen voladuras en roca.

La piedra óptima depende directamente del tipo deroca a volar y su estructura. A partir de ensayos convoladuras en cráter se ha podido comprobar que paraconseguir un buen desplazamiento las piedras reduci-dasdeben situarse en el rango 0,9 a 1,35 m (kg/m)'/2.

La relación existente entre la dimensión de la piedra yel tipo de explosivo empleado gobierna la velocidad deproyección del material del frente. La expresión resul-tante de la observación de un gran número de voladurases:

Vo= 1,14 [(En:gíayuS] ~"7

donde:

Va = Velocidad inicial de un fragmento proyectadodesde el frente (mis).

Energía (kcal/m) = 0,078. D2. Pe . PAP

siendo:

D = Diámetro del barreno (cm)Pe= Densidad del explosivo (g/cm3)PAP = Potencia Absoluta en Peso (cal/g)

267

Conforme

[ (Ene:íayw ]disminuye la velocidad de proyección aumenta. Es poresto que se suele disminuir la piedra o elegir un explosi-vo de mayor energía cuando se desea aumentar la velo-cidad, Fig. 20.6,

En las VMD la velocidad mínima de la roca que seaconseja es de 10 mIs.

La importancia que tiene la velocidad de proyeccióninicial puede apreciarse a partir de las ecuaciones quedan las distancias recorridas por la roca procedente delfrente:

10,1

í-117

VH = 42 BJ

'

L(ENERGIA)1I3

r B

J

-1'17

VO - 25L(ENERGIA)1I3 .

[-117

VL - 14,5 B '~ . (ENERGIA)1I3 ]

0,15 0,20 0,250,30 0,40 0,50 0,70 0,90

V 2 sen29DM1 (m) = o (Roca al nivel del piso)

9

Va Seng29~(Vo' sen9)2 2 9 h ](Roca a una altura h)

DM2 (m) = Ve). cos 2 9 [De la primera ecuación se deduce que el desplaza-

miento máximo se consigue con un ángulo de salida de45°.

El control práctico del ángulo de trayectoria "8,, es \incierto, y es por esto por lo que la mayor atención sedirige hacia el valor de "Va" intentando que sea máxi-mo. Dicho valor puede estimarse a partir de la ecuación'dada anteriormente, pudiendo tomarse como valor apro-

o GRANITO

O MINERALDE HIERRO

LEYENDA

6 DOLOMIA

VL Vo VH

1,5 2 2,5 3 4 5 6 7 8 9 10

PIEDRA REDUCIDA - PIEDRA/(ENERGIA)1I3 - PIES/(KCAL x PIE DE COLUMNA DE EXPLOSIVO)1I3

Figura 20.6. Velocidades medidas en los frentes de los bancos para distintas condiciones de voladuras.

268

1009080

70

60

50

40

30-;;;"

25<fJQJ

:§, 20;o> 15<iooa:

10<1:9-'

W 8o

7o<1: 6oU 5o-'W

4>

3

2,5

2

1,5

/ximada de ,,8» las 30°, que es la media de un grannúmero.de abservacianes.

/

/ 6.1.5. Sobreperforación

En minas de carbón a cielo.abierta, dande existe unaestratificación marcada, la sabreperfaración es nula a

/ tiene un valar negativa. Las valares pasitivas, es deciratravesando. el mineral, acasianan la pulverización delcarbón y las pérdidas subsiguientes de parte de éste en

J las aperacianes de limpieza y extracción.Las extremas de las cargas de explasiva suelen

dejarse a una distancia equivalente a 4 a 60.En atros yacimientas, para canseguir una ratura

buena a nivel del pisa y permitir adecuadamente el des-plazamiento.de la raca hacia el frente, es necesaria unasabreperfaración can una langitud mínima de 8 O.

J

J

6.1.6. RetacadoJ

La langitud de retacada que se recamienda es inferiara la habitual en atro tipo. de valaduras. La razón estribaen que en la parte alta del banca la raca se campar-

--' ta cama si estuviera anclada en una superficie igual aT x S, par la que si se quiere disminuir ese área sólo. es

, pasible actuar sabre T, hasta un límite, pues las gases--' deben estar canfinadas el tiempo. suficiente para impul-

sar las fragmentas de roca.Se recamiendan pues dimensianes del retacada entre

J 18 Y 20 O.

-./ 6.1.7. Forma de la voladura

La relación Langitud/Anchura de la valadura debe ser-./ la máximapasible,ya que en casacantrarialas fuerzas

de cizallamienta laterales pueden restringir el mavimien-ta hacia adelante de la raca.

J

6.1.8. Altura de bancoJ

Esta variable suele definirse teniendo. en cuenta fac-

tares gealógicas, candicianes aperativas ; de seguri-J dad.

En las VMO interesa alturas de banca altas, pues:

-./- Laalturaaumentala trayectariade la raca.- Las efectas de anclaje a desgarre en la zana de reta-

cada y pie del banca san relativamente menares.- Las bancas altas tienen una mayar praparción del

frente en tensión debida a la ausencia de fuerzaslaterales, y el empuje de la valadura se ve favareci-da.

J

JLa definición de la altura de banca más adecuada

para canseguir el mayar desplazamiento. se sueleexpresar en términas de relación Altura/Piedra, tal camase indica en la Tabla 20.11.J

.J

TABLA 20.11.

6.1.9. Relación altura de banco/anchura de hueco

Las dimensianes del banca en explatación y la anchu-ra del hueca al que se pretende prayectar la roca frag-mentada deben estar equilibradas para canseguir lamáxima efectividad.

La Fig. 20.7 refleja cama, en el casa de una mina decarbón y manteniendo. canstante el cansuma específica,aumenta el parcentaje de raca desplazada al huecacanfarme la anchura de este "A» disminuye y se apraxi-ma a la altura de banca "H».

#-«o 80«N«--leL(f) 60wo

«

g 40a:wo

l!i 20«f-zWoa: oo oeL

¡----

0.8 1,00,2 0,4 0,6

RELACION H/ A

Figura 20.7. Relación entre la cantidad de materialdesplazado y el ratio H/A.

Par atro lada, en cada casa particular es pasible eva-luar el rendimiento. de las VMO en función del ratia H/A yel cansuma específica de explasiva empleada, median-te el levantamiento. tapagráfica de las pilas de material.

Tal evaluación puede reflejarse de farma gráfica, Fig.20.8, canstituyenda la base del praceso de aptimizaciónecanómica de la aperación minera, pues de esta mane-ra es factible camparar diversas escenarias alternativasy llegar a determinar las castes unitarias par metro cúbi-ca mavida.

6.1.10. Tiempos de retardo y secuencias de encen-dido

Las VMO deben dispararse can secuencias de inicia-ción en línea, pues de esta manera se asegura que:

. La dirección principal del mavimienta de la raca seanarmal al frente libre.

. El mavimienta hacia adelante no. disminuye debida ala calisión entre las fragmentas de raca prayectadas.

269

ALTURA DE BANCO DESPLAZAMIENTORELATIVO

< 1,5 B Mala

1,5 B - 2,5 B Narmal

> 2,5 B Buena

¡: 70O(Jw::>I 60-'el:

el:oel:

~ 50-'a..(/)wo

~ 40Oa:

30

20

100.3 0.4 0.5 - 0.6 0.7

Figura 20.8.

RELACIONAL TURAI ANCHURA

1: 1.0'---

1: 1.5 '--

1: 2.0 "---

"---

j1 t1-,~

0.8 0.9 1.0 1.211 1.3'-

CONSUMOE3PEClFICO (kg/m'¡

Curvas de desplazamiento de roca en función de los consumos especificas.'-

Dos inconvenientes que deben considerarse en estassecuencias son los debidos a las mayores intensidadesde vibración, pues las cargas operantes son altas, y alos posibles problemas de estabilidad de los taludes enbancos altos.

Si bien ofrecen el mejor desplazamiento posible, losesquemas «en línea» producen altas intensidades devibración en el terreno e incrementan la probabilidad defallas en el talud.

En operaciones de voladura convencional, los esque-mas en línea tienden a ofrecer una fragmentación relati-vamente peor. No obstante puede contarse con los fac-tores crecientes de energía empleados en la VMD para"vencer completamente todos los problemas que este

efecto causaría. "",Las cargas en una fila de barrenos dada deben deto-.

nar de forma tan simultánea como sea posible. Cuandoexistan desfases apreciables, la primera carga detona-da encuentra más dificultad en crear el corte necesario

entre barrenos, tal como se ha podido constatar en lasvoladuras de precorte. Si la primera carga tiene tiemposuficiente para separar independientemente la roca quetiene por delante, la velocidad hacia el frente de esevolumen prismático estará limitada por las fuerzas decizallamiento impuestas por la roca remanente en lascaras laterales.

En cuanto al tiempo de retardo entre filas, éste debeser tan grande como sea posible, siempre que se garan-tice la ausencia de cortes o descabezamientos.

El tiempo mínimo de retardo recomendado es de 7ms/m de piedra, llegándose en algunos casos hasta los

270

30 ms/m de piedra con el fin de conseguir que la roca decada fila esté lo menos confinada posible por la de filasprecedentes.

El tiempo de retardo entre filas de barrenos tiene unosefectos importantes sobre el daño al carbón y los resul-tados globales de las voladuras.

Por otro lado, en voladuras de muchas filas interesaaumentar el tiempo de retardo entre éstas conforme lascargas se encuentren más alejadas del frente libre origi-nal, en lugar de mantener constante dicha variable. Así,por ejemplo, en una voladura de siete filas, si el retardoentre la 1 y la 2 es de 50-75 ms entre las filas 6 y 7 sepuede llegar a decalajes mayores, entre 125 y 175 ms.

Como es lógico, con esta medida se consigue que laroca de las primeras filas no impida de forma progresivael desplazamiento horizontal de la procedente de filasposteriores.

',-

'--

'-

'-

'-

'-

6.1.11. Tipo de explosivo '-Como consecuencia del incremento del consumo

específico es necesario maximizar el empleo de explo-sivos baratos como el ANFO. Estos productos al teneruna alta relación EB/ET proporcionan un considerabledesplazamiento de la roca por unidad de energía dispo-nible.

En ocasiones, en barrenos de gran diámetro, se hanutilizado mezclas de ANFO con poliestireno, pues pro-porcionan más energía para proyectar determinadostipos de roca.

'-

"-

'-

',-

./6.1.12. Cebado

En el proceso de detonación de los explosivos, la./ velocidad a la que se propaga la onda de choque, VD,

tiene influencia sobre la relación de energías desarrolla-das. Cuando la VD aumenta, la ES decrece a costa de

..J la ET, manteniéndose constante la energía total.En barrenos de gran diámetro es práctica habitual el

cebado axial con cordón detonante y el cebado puntual

./ con multiplicadores, de forma tal que se consiga una VDinferior a la de régimen del ANFO.

Con el fin de conseguir el mayor rendimiento, el cebodebería estar realmente en el centro de la columna de

./ explosivo, pues de esta manera se reduce el tiempo dereacción de las cargas y, lo que es más importante, lascolumnas de retacado y los planos inferiores del piso

./ muestran una mayor efectividad en prevenir el escapeprematuro de los gases de explosión.

./

6.1.13. Consumo específico o factor de energía

. En operaciones convencionales de perforación y./ voladura el consumo específico se suele expresar en

kg/m3. Este es un criterio de diseño muy pobre, en elmejor de los casos. Cuando se realizan VMD el consu-mo específico con estas unidades es aún menos signifi-cativo. Debe tenerse en cuenta que la velocidad demovimiento y el desplazamiento lateral de la roca están

./ relacionados por la masa de ésta, más que con su volu-men. Por consiguiente, es preferible utilizar el consumoespecífico con unidades de kg/t.

/Como la energía por unidad de peso varía con la

composición química del explosivo, se debería utilizar,como criterio de diseño, un factor de energía mejor queun factor de consumo. Es la cantidad de energía de losexplosivos (no el peso del explosivo) lo que controla eldesplazamiento de cada tonelada de roca.

Los valores de energía por tonelada no deben utilizar-se como único criterio de diseño de las voladuras. Porejemplo, dos voladuras con los mismos factores deenergía, pero con unas distribuciones de carga desi-guales, pueden dar lugar a desplazamientos de rocabastante diferentes. La situación se complica a conti-

/

/

/

nuación si se tienen en cuenta los dos tipos de energíaque desarrolla un explosivo (Energía de Tensión yEnergía de Burbuja).Dos voladuras con el mismo factorde energía por tonelada, una con ANFO a granel y laotra con un hidrogel bombeable, no ofrecerán resulta-dos comparables. La superioridad, en términos de des-plazamiento, del ANFO será más evidente en estratosdébiles y porosos, pues el hidrogel contiene un mayorporcentaje de Energía de Tensión que se disipa rápida-mente pulverizando y superfragmentando la roca en laproximidad inmediata de la pared del barreno. Dadoque la fragmentación es de importancia secundaria enlos trabajos con VMD, el porcentaje de energía disponi-ble que es consumido en crear superficies nuevas en laroca debe ser minimizado. La mayor cantidad de ener-gía de la voladura debe ir destinada a desplazar elmáximo volumen de roca.

Es lógico pensar que la energía por tonelada parauna VMD sea considerablemente mayor que en unavoladura convencional. Si el consumo específico en unamina es X, al realizarse las VMD se suele llegar a valo-res de 2 y 3 X.

6.2. Método de diseño de D'Appolonia ConsultingEngineers

Un método de cálculo de las voladuras de máximo

desplazamiento es el desarrollado por D'AppoloniaConsulting Engineers. Aparentemente, resulta com-plejo pero es sencillo de aplicar pues sólO se utilizancuatro ábacos y cinco ecuaciones.

Los tipos de roca quedan caracterizad9s por lo quedenominan el Factor de Energía de Tensión y el Factorde Volabilidad. Algunos ejemplos son los que se reco-gen en la Tabla 20.12.

Para mejor comprensión se aplica el método al si-guiente ejemplo de voladura:

- Diámetro de perforación D = 152 mm- FactordeEnergíadeTensiónFE, = 3

(Ese mismo valor se emplea por defecto si se des-conocen las características de las rocas.)

- Altura de banco H = 7,5 m

",'TABLA 20.12

/

/

/

/

/

271

SISTEMARESISTENCIA A FACTOR DE FACTOR DE

ESTRATIGRAFICOCLASIFICACION LA COMPRESION ENERGIA DE VOLASILlDAD

(MPa) TENSION (FE,) (FV)

Terciario I 27 2,9 2,511 30 2,9 2,5111 66 3,3 2,8

Cretáceo II 21 2,8 2,5111 49 3,1 2,7

Pensilvaniense VI 87 3,5 2,6VII 122 3,9 2,4VIII 108 3,7 2,5

Situación del tajo antes de la voladura

Disparo de la voladura

Pila de escombro de la voladura

'--

"-

'--

"-

'--

Aspecto del hueco de una fase hacía el que sale la voladura '-

'-

',-

"--

"--

'--

"--Pila de escombro

'\...

'--

'--

'\...

"-

"-

Volumen de estéril de vertido directo

"

Foto 20.4. Voladura de máximo desplazamiento efectuadaen una mina de carbón en el Bierzo (León), donde se explotan

dos capas de reducida potencia(T PEAL, SAYo

272

"-

"-

ABACO I ABACO 11

DIAMETRO OEL

BARRENO, D (mm) CARGA TOTAL POR

300T BARRENO, Qb(Kg)

CONCENTRACION

¡250+ DE ~ARGA, q,(Kg/m)

1051575225

DESPLAZAMIENTODP(m)

CONSUMO ESPECIFICO

C E (Kg 1m')

FACTOR DE ENERGIA

DE TENSION, FE,

4,41,25

35

45

1125

900

675

LONGITUD DE

COLUMNA, lo (m)15

75

4,2 200

30175 13,5

4,0

1,00 150 30

450

360

270 DENSIDAD DEL

225 EXPLOSIVO, p,(g/cm')IBO '

12

25 3,B \"125+ "

10,5

1,40135 9

200,75 100

5

,~\

\9 \ ""

1,303,690

67,5 1,201,15

1,10

1,05

1,00

7,5

15

'-,-'-,--

--}...-.........

"""""""""-opO --.1.3,0

3,4

75 4,5

45

36

~\

JO,95

18 \ 0,9013,5

6

6

3,2

10 0,85

9 0,80 4,5

2,B

0,25

2,6

3

Figura 20.9. Abaco l. Figura 20.10. Abaco 1/.

60

C,

80

75

70

65

50

40 70

::h---~:;:::::: 2

--_!-- 00~ 1'00010

1000

3080

O

Figura 20.11. Abaco l/l.

273

- Distancia de desplazamientodeseada DP

- Densidad del explosivo Pe

= 18 m

= 0,87 kg/m 3

Las etapas de cálculo son:

1.° Abaco 1. Se dibuja la recta que une FE, = 3 conDP = 18 Yse obtiene el consumo específico deexplosivoCE = 0,592 kg/m 3.

2.° Abacoll. SetrazalarectaqueuneD=152mmyPe= 0,87 kg Yse determina la concentración linealde explosivo q, = 15 kg/ml.

3.° Se calculan los valores de C¡ y Cl considerandoque K¡ y Kl son iguales a 1, lo cual implica que demomento la piedra y el espaciamiento son igua-les:

10,66 X q,

C ¡ = CE X Kl

Cl = 0,3 X K¡ x C¡H

4.° Abaco 111. Conociendo C¡ y Cl se calcula C3 =1.400 Y pasando a la derecha del ábaco haciendoC'l y C'3 iguales a Cl y C3, respectivamente, sedetermina la piedra B = 3,6 m.

5.° Se calcula la longitud de carga dentro de los ba-rrenos.

I = H - K¡ x B = 7,5 - 3,6 = 3,9 m

6.° Abaco 11.Se dibuja la recta que une I = 3,9 mcon q, = 15 kg/m para obtener la carga total porbarreno Qb = 68 kg.

7.° Abaco IV. Utilizando ese ábaco y la Tabla deFactores de la Volabilidad se determina la piedraóptima con FE = 3, FV= 2,6 YBo= 3,9 m.

8.° Se comparan los valores de B y Bo. Si los valoresson aproximadamente iguales se dispone de toda

ABACO IV

CARGA TOTAL POR

BARREN.,o,Qb(Kg)1350 FACTOR DE

VOLABILlDAD, FV2,762,70

900

PIEDRA OPTIMABo

10,5

675

540

450

9

/_,2,60........

./'

/' _,é........

./'........

/'ífE,4,~"""" I 2.0

I

2.2

2.4

2.6

2.8

3.0

3.2

3.4

3.6

3.8

4.0

4.2

4.4

7,5

315 2,50

6225 2,40

180

135FV

1.90

2.04

2.18

2.32

2.46

2.60

2.73

2.70

2.57

2.43

2.30

2.17

2.03

1,90

2,30

2,20

2,10

2,00

1,5

Figura 20.12. Abaco IV.

274

la información para calcular el resto de los pará-metros de la voladura, pues el retacado y el espa-ciamiento se determinan con:

"-

',-

S = Kl X BT = K¡ x B

9.0 Si B Y Bo no son iguales, como en este caso, K1 "-Y Kl se corregirán reduciéndolos. D'Appoloniautiliza una regla de dedo que es Kl = K¡3 para unnuevo tanteo. Por eso, si K¡ se elige como 0,8, "-entonces Kl = 0,51. Estos valores se empleanentonces en las ecuaciones de C ¡ y Cl. El procesose repite hasta conseguir que By Bosean iguales. "-

Apéndice IFORMULAS DE CALCULO

DE ESQUEMAS DEVOLADURAS EN BANCO

"-

'-

La Piedra, como se ha indicado, es la variable geo-métrica más crítica en el diseño de una voladura. Parasu determinación, desde hace varias décadas, se hanllevado a cabo numerosas investigaciones y se handesarrollado diferentes metodologías de cálculo.

En la matriz de la Tabla 20A.1 se indican las fórmulasde cálculo de la Piedra más conocidas, que se exponena continuación, y las variables que entran en juego encada una de ellas.

Las expresiones más completas requieren el cono-cimiento de un gran número de datos que en la mayoríade los casos no se conocen con exactitud, pues lascaracterísticas de los lugares donde se realizan lasvoladuras cambian con mucha frecuencia y no es ren-table un estudio global detallado.

Por ello, los autores de este manual consideran queen un futuro próximo todas las ecuaciones clásicas vana quedar como herramientas de diseño de las primerasvoladu ras tentativas y que después con la caracteriza-ción de las rocas por medio de la monitorización de laperforación de barrenos pasarán a determinarse losesquemas óptimos o las cargas de explosivo en cadabarreno para una malla establecida.

'-

'-

'---

'--

'--

'-..

'--

'--

'--

'--

'-

.'-,

Foto 20.5. Resultado de una voladura de una fila en unbanco de 20 m. "-

'-

9°L.../,/'67,5

45

31,5

22,5lB

13,5

9

J

J

TABLA 20A.1. MATRIZDE COMPARACION DE FORMULAS DE CALCULO DE LA PIEDRA EN VOLADURAS ENBANCO

J

...;/

cJ

::!-/

../ xX

"

../

x./

x../

../ xXX

./

../

'0./

../

./

)(../

../

1== iL¿ c 'F iL~C --r u (U\O(L\~T~N ~~T,

xX

./

Por otro lado, cuando se emplean explosivos depotencia distinta a los utilizados en unas condicionesdadas con un esquema establecido, el nuevo valor de lapiedra se calculará con la siguiente expresión:

teniendo la misma relación "S/B» que en el esquemaoriginal.

En el caso de cambiar el diámetro de perforación, elnuevo es.quema geométrico de la voladura se estable-cerá a partir de la nueva piedra, obtenida con:

./

[ PRP del nuevo exp/~siVO]

~/3Piedra = Nueva piedraPRP del explosivo ongmal

[

Diámetro de los nuevos barrenos

r13x Piedra =

Diámetro de los barrenos originales

= Nueva piedra./A continuación el espaciamiento se determinará man-

./

./275

z (j)--' a: z

PARAMETROS UTILIZADOS w w Z O 1- O O(j) ::.::: w <{ LL Z (j) W Z (j) za: z (j) :?: w w <{ w --' w <{ <{ (j) <{W w a: O (j) (j) a: >- O --' :?: 1- a: >- LL 1-O <{ « --' I Z Z <{ Z --' <i: =; ([ a: z O (j)z a: w z --' (j) « « O O O a: w <{ O --' ::::>« LL eL I « « --' I ::::> ::.::: LL eL aJ O ::.::: O a:

DIAMETRO DEL BARRENO O DE LACARGA X X X X X X X X X X X X X X X X X X

ALTURA DE BANCO X X X X

LONGITUD DE BARRENO X X

RETACADO X

SOBREPERFORACION X

LONGITUD DE CARGA X X X

INCLlNACION DE BARRENO X X X

DENSIDAD DE LA ROCA X X X X X X

RESISTENCIA DE LA ROCA O INDICESEQUIVALENTES X X X X X X

CONSTANTES O FACTORES DE ROCA X X X X X

VELOCIDAD SISMICA DEL MACIZO ROCOSO X X X X

DENSIDAD DEL EXPLOSIVO X X X X X X X X X X X

PRESION DE DETONACION X X X X X X

PRESION DE DETONAGlBN'f-\o'!O

X X X-------

CONSTANTE BINOMICA ROCA-EXPLOSIVO X

RATIO PIEDRAlESPACIAMIENTO X

POTENCIA DEL EXPLOSIVO X X

EQUIPO DE CARGA X- ",'

1. ANDERSEN (1952)

B = K x y15'X[

B = Piedra (pies)D = Diámetro (pies)L = Longitud de barreno (pies)K = Constante empírica

Como en muchos casos obtuvo buenos resultados

haciendo K = 1 Y tomando el diámetro en pulgadas, laexpresión anterior quedaba en la práctica como:

B=~

donde:

D = Diámetro del barreno (pulgadas)

Esa fórmula no tiene en cuenta las propiedades de!explosivo ni de la roca.

El valor de la piedra aumenta con la longitud delbarreno, pero no indefinidamente como sucede en lapráctica.

2. FRAENKEL (1952)

R X LO,3 X 10,3 X D O,8B = v

50

B = Piedra (m)L = Longitud del barreno (m)I = Longitud de la carga (m)D = Diámetro del barreno (m m)Rv = Resistencia a la voladura, oscila entre 1 y 6 en

función del tipo de roca.. Rocas con alta Resistencia a la Compresión

(1,5). Rocas con baja Resistencia a la Compresión

(5).

En la práctica se emplean las siguientes relacionessimplificadas.

- B se reduce a 0,8 B < 0,67 L.- I se toma como'0,75 L.- S debe ser menor de 1,5 B. "1'

3. PEARSE (1955)

Utilizando el concepto de la energía de deformaciónpor unidad de volumen obtuvo la siguiente ecuación:

,

[ PD ]2

B = KvX 10-3 X D x --¡:¡:r

Piedra máxima (m)Kv = Constante que depende de las características

de las rocas (0,7 a 1,0).D = Diámetro del barreno (m m)PD = Presión de detonación del explosivo (kg/cm2)RT = Resistencia a tracción de la roca (kg/cm2).

B

276

~

4. HINO (1959)

La fórmula de cálculo propuesta por Hino es:'~

- ~ ( PD )'/n

B- -4 RT'

,'-

donde:'-

B = Piedra (m).D = Diámetro del barreno (cm).PD = Presión de detonación (kg/cm2)RT' = Resistencia dinámica a tracción (kg/cm2)n = Coeficiente característico que depende del

binomimio explosivo-roca y que se calcula apartir de voladuras experimentales en cráter.

"-

'-

n =

PD

log RT'

Dolog 2 d/2

',-

'-

donde:'-.

Do = Profundidad óptima del centro de gravedad de lacarga (cm), determinada gráficamente a partir delos valores de la ecuación: '-.

Dg = !1I.Ve 1/3

donde:.'-..

d = Diámetro de la carga de explosivo.

Dg = Profur,didad del centro de gravedad de la carga.

!1 = Relación de profundidades "~,,De

De = Profundidad crítica al centro de gravedadde la carga.

I. = Constante volumétrica del cráter.

Ve = Volumen de la carga usada.

"-

"-

"-..

5.'--

ALLSMAN (1960)

=vi Impulso x g = - ! PD x D x !1t x gBma> V .1t X p, X U p, X U

"

donde:'....

Bma, = Piedra máxima (m).PD = Presión de detonación media (N/m2),!1t = Duración de la presión de detonación (s).1t = 3,1416.

p, = Peso específico de la roca (N/m').u = Velocidad mínima que debe impartirse a

la roca (mis).= Diámetro del barreno (m).= Aceleración de la gravedad (9,8 m/s2),

'-..

\,

D

g....

"--.

/6. ASH (1963)

/B (pies) = KB X D (pulg)12

) donde "KB" depende de la clase de roca y tipo deexplosivo empleado.

/TABLA 20A.2

/

/

/

- Profundidad de barreno L = KL X B (KL entre1,5 y 4)

- Sobreperforación (Kj entre0,2 y 0,4)

T = K, x B (K, entre0,7 y 1)

8 = K, x B,

J = Kj x B

- Retacado

- Espaciamiento

K, = 2,0 para iniciación simultánea.K, = 1,0 para barrenos secuenciados con

mucho retardo.

K, = entre 1,2 Y 1,8 para barrenos secuen-ciados con pequeño retardo.

7. LANGEFORS (1963)

Langefors y Kihlstrom proponen la siguiente expre-sión para calcular el valor de la Piedra Máxima "Bma,".

Bma, = ~. I. 33 V

p, x PRP

e x f x (8/B)

donde:

Bma,= Piedra máxima (m).D = Diámetro del barreno (mm).e = Constante de roca (calculada a partir de c).

= Factor de fijación. Barrenos verticalesf = 1.Barrenos inclinados3:1 f = 0,9.Barrenos inclinados

2:1 f = 0,85.

S/B - Relación Espaciamiento/Piedra.Pe = Densidad de carga (kg/dm3).PRP = Potencia Relativa en Peso del explosivo

(1 - 1,4).La constante «c» es la cantidad de explosivo nece-

saria para fragmentar 1 m 3 de roca, normalmenteenvoladuras a cielo abierto y rocas duras se toma c = 0,4.Ese valor se modifica de acuerdo con:

B = 1,4 ~ 15 mB < 1,4 m

e = c + 0,75e = 0,07/B + c

La piedra práctica se determina a partir de:

B = Bma> - e' - db x H

donde:

H = Altura de banco (m).e' = Error de emboquille (m/m).db = Desviación de los barrenos (m).

8. HANSEN (1967)

Hansen modificó la ecuación original propuesta porLangefors y Kihlstrom llegando a la siguiente expre-sión:

Qt = 0,028 (~ + 1,5) x B2 + 0,4 x F, (~ + 1,5)x B3

donde:

Qb = Carga total de explosivo por barreno (kg).H = Altura de banco (m).B = Piedra (m).F, = Factor de roca (kg/m3).

Los factores de roca «F," se determinan a partir dela siguiente tabla.

TABLA 20A.3

9. UCAR (1972)

La fórmula desarrollada por Ucar es:

1,5 x B2H + 2B x q 1 - 3H x q 1 = O

277

CLASEDEROCA

TIPODE EXPLOSIVOBLANDAMEDIA DURA

. Baja densidad (0,8 a 0,9g/cm 3) y baja potencia 30 25 20

. Densidad media (1,0 a 1,2g/cm') y potencia media 35 30 25

. Alta densidad (1,3 a 1,6

I 35g/cm 3) y alta potencia 40 30

F, RC RTTIPO DE ROCA

(kg/m3) (MPa) (MPa)

I 0,24 21 O1I 0,36 42 0,5111 0,47 105 3,5IV 0,59 176 8,5

donde:

B = Piedra (m).H = Altura de banco (m).q I = Concentración de carga (kg/m).

El valor de« B» se obtiene resolviendo la ecuación de

segundo grado anterior.Las hipótesis de partida de este autor son:

. Consumo específico de explosivo (0,4 kg/m3).

. Carga total de explosivo por barreno (kg)Qb = 0,4 x B x S x H.

. Concentración lineal de carga (kg/m)q I = Pe X (D/36)2.

. Longitud de carga (m) I = H - B + B/3.. Espaciamiento igual a la Piedra.

siendo:

Pe = Densidad de explosivo (g/cm 3).D = Diámetro de carga (mm).S = Espaciamiento (m).

10. KONYA (1972)

[ P ]0.33

B = 3,15 x d x ~donde:

Bd

= Piedra (pies).= Diámetro de la carga (pulgadas).= Densidad del explosivo.= Densidad de la roca.

Pe

Pr

El espaciamiento se determina a partir de las si-guientes expresiones.

. Barrenos de una fila instantáneos.

H < 4B S = ~ 2B3

H ~ 4B S = 2B

. Barrenos de una .fila secuencigtdos.

H < 4B S = ~7B8

S = 1,4 BH ~ 4B

. Retacado

Roca masivaRoca estratificada

T=B

T = 0,7B.

11. FÓLDESI (1980)

El método húngaro de cálculo propuesto por Fóldesiy sus colaboradores es el siguiente:

278

'-

/ Pe

B = 0,88 x D x V m x CE'-

donde:

B = Piedra (m).D = Diámetro del barreno (mm).Pe = Densidad del explosivo dentro del barreno

(kg/m3).

CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3).

'-

'--

m = 1 + 0,693I (Pex VD2) -In RC - 1,39 "-

siendo:

VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa).

'--

En el caso de secuencias instantáneas se toma2,2 < m < 2,8, Y para secuencias con microrretardos1,1 < m < 1,4. "-

Otros parámetros son:

- Espaciamiento S = m x B '--- Distancia entre filas Br = 1,2 x B

B x VD Ip- Retacado T = 1,265 x- X\ /--"-VC P, '--

siendo «P,» la densidad del material de retacadoen el barreno. '--

- Sobreperforación J = 0,3 x B'--

12. PRAILLET (1980) '--

A partir de la fórmula de Oppenau propone la si-guiente expresión para el cálculo de «B»:

B3 + B2 x (H x K) -D

VD

]2

]4000 x (H + J - T) X D2 = O

10 x RC

"

-[ 2,4 x r. x [ '-

donde:

= Piedra (m), S = B.= Altura de banco (m).= Constante (12,5 para excavadora de cables

y 51 para dragalina).Pe = Densidad del explosivo.VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).J = Sobreperforación (m).T = Retacado (m).D = Diámetro del barreno (mm).RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa).

BHK '-

'-

El valor de "B» no puede determinarse directamente,

por lo cual es necesario disponer de un microordena-dor para calcularlo por aproximaciones sucesivas.

I 13. LOPEZ JIMENO, E (1980)

Modificó la fórmula de Ash incorporando la veloci-dad sísmica del macizo rocoso, por lo que resulta:

B = 0,76 x D x F

donde:

BDF

= Piedra (m).= Diámetro del barreno (pulg) .= Factor de corrección en función de la clase de

roca y tipo de explosivo. F = f, x fe.

f, = [fe = [

2,7 x 3500 ]0,33

p, X VC

Pe X VDZ ]0,33

1,3 X 3660Z

siendo:

p, = Densidad de la roca (g/cm 3).VC = Velocidad sísmica de propagación del macizo

rocoso (mis).Pe = Densidad de la carga de explosivo (g/cm 3).VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).

La fórmula indicada es válida para diámetros entre165 y 250 mm. Para barrenos más grandes el valor de lapiedra se afectará de un coeficiente reductor de 0,9.

14. KONYA (1983)

B = [~ + 1,5 ] x d

donde: -/

B = Piedra (pies).Pe = Densidad del explosivo.p, = Densidad de la roca.d = Diámetro de la carga (pulg),

Otras variables de diseño determinadas a partir de laPiedra son:

- Espaciamento (pies):

. Barrenos de una fila instantáneos

H < 4B S = ~ 2B-3

H ~4B S = 2B

. Barrenos de una fila secuenciados

H <4B S = ~7B8

S = 1,4 BH ~4B

- Retacado (pies) T = 0,7 B- Sobre perforación (pies) J = 0,3 B.

15. BERTA (1985)

La fórmula que utiliza este autor es:

/ 11 X Pe

B = dV 4 x CE

donde:

B = Piedra (m).d = Diámetro de la carga (m).

Pe = Densidad del explosivo (kg/m 3).CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3).

Para la determinación de "CE» se emplea la si-guiente ecuación:

CE = gf x EsnlxnZxn3XE

siendo:

Grado de fracturación volumétrica (m Z/m3).Supone que gf = 64/M, donde "M»es el tamañomáximo de fragmento en metros.

Es = Energía específica superficial de fragmenta-ción (MJ/mZ).

E = Energía específica del explosivo (MJ/kg).ni = Característica del binomio explosivo/roca.nz - Característica geométrica de la carga.n3 - Rendimientodelavoladura, normalmenteO,15.

gf

A su vez, los valores de n 1 y n Z se calculan a p¡;¡rti r de:

ni = 1(PexVD-PrxVC)z

(PexVD+PrxVC)z

1

eD/d_(e-1)y nz =

siendo:

VD = Velocidad de detonación del explosivo (mis).VC = Velocidad de propagación de las ondas en la

roca (mis).Pr = Densidad de la roca (kg/m3).D = Diámetro del barreno (m).

16. BRUCE CARR (1985)

El método propuesto por Carr incluye los siguientescálculos:

- Impedancia de la roca Zr= 1,31 x p, x ~1.000

279

donde:

Pr = Peso específico de la roca.VC = Velocidad sísmica de la roca (pies/s).

- Presión de detonación del explosivo:

[ VD ]2

PD - 0,418 x Pe X ~0,8 x Pe + 1

siendo:

Pe = Densidad del explosivo.

VD = Velocidad de detonación del explosivo (pies/s).

- Consumo Específico Característico CEC = ~PD

- Espaciamiento entre barrenos s = 3VPo X d2CEC

donde:

d = Diámetro de la carga (Pulgadas).

- Pied ra- Retacado

- Sobreperforación

B = S x 0,833T=B

J = (0,3 - 0,5) x S

17. OLOFSSON (1990)

Olofsson a partir de la fórmula de Langefors proponela siguiente expresión simplificada:

Bmáx = K x -Vqfx R1 x R2 X Rs

donde:

K = Constanteque depende del tipo de explosivo:Explosivos gelatinosos 1,47Emulsiones 1,45ANFO 1,36

*rqf = Concentración de la carga de fondo del explosivo

elegido (kg/m).R1 = Factor de corrección por inclinación de los barre-

nos.R2 = Factor de corrección por el tipo de roca.Rs = Factor de corrección por altura de banco.

Los factores de corrección R1 y R2 se determinanpara las diferentes condiciones de trabajo con lassiguientes tablas:

280

'-TABLA 20A.4

'-

'-

TABLA 20A.5.'-

'-

'-Cuando la altura de los bancos satisface H < 2Bmáx Y

los diámetros de perforación son menores de 102 mm el

valor de Rs se obtiene con la expresión: '-

R3 = 1,16 - [°,16 ~1 ]"--

donde:'-

H1 = Altura de banco actualH2 = Altura de banco = 2Bmax (H2 > H1)

'--..

Para calcular la piedra práctica se aplica la misma fór-mula que en el método de Langefors.

'-

18. RUSTAN (1990)

La fórmula de la piedra para minas a cielo abierto es: "

B= 18,1 . DO,689(+ 52% valor máximo esperado y- 37%parael valormínimo) '-

donde:

D = Diámetro de los barrenos (entre 89 y-311 mm)'--

Esta fórmula se obtuvo por análisis de regresión apartir de una población de 73 datos, con un coeficientede correlación de r = 0,78.

Para minas subterráneas, a partir de 21 datos reales,la fórmula de la piedra es:

'--

"

B = 11,8. DO,6S0 (+ 40% valor máximo esperado y- 25% para el valor mínimo) "

siendo:

D = Diámetro de los barrenos (entre 48 y 165 mm)y el coeficiente de correlación r = 0,94.

"

'-

Inclinación 00: 1 10:1 5:1 3:1 2:1 1:1

R1 0,95 0,96 0,98 1,00 1,03 1,10

Constante deroca c 0,3 0,4 0,5

R2 1,15 1,00 0,90

JBIBLlOGRAFIA

- ARNAIZ DE GUEZALA, R.; LOPEZ JIMENO, C.,; DIAZ, F.J J., Y MACIAS, C.: «Aplicación en una Mina de Carbón

de las Voladuras de Máximo Desplazamiento». Revista~ INGEOPRES. Feb-Marzo. 1993.

J - ANONIMO: «Casting Overburden: An Explosive Idea".Coal Age. July 1982.

- ASH, R. L.: «The Design of Blasting Rounds». Chapter 7.3.Surface Mining. AIME, 1968.

J - BERTA, G.: «L'Explosivo Strumento Di Lavoro".ltalexplo-sivi,1985.

- BAUER, A., et al.: «Principies and Applications of Displa-cing Overburdenin Strip Mines by Explosives Casting".

. SME. AIME, october 1983.J - CHERNIGOUSKII, A. A.: «Application of Directional Blas-

ting in Mining and Civil Engineering". United States De-partment of the Interior and the National Science Founda-

J tion, 1985.- CHIRONIS, N. P.: «Casting Overburden by Blasting». Coal

Age. May 1980.«Mines Fake on Explosive Casting». Coal Age. October1981. '

«Blast-Casting Pays off at Avery". Coal Age. November,1982.«Angled Drilling Aids Casting". Coal Age. January 1984.«Spiced-Up Anfo Mixed Leads to Super Blastfor Casting".CoalAge. Mayo 1984.«Blast Casting Succeds At Multi-Seam Western Mine».Coal Age. November 1985.

.J - GREGORY, C. E.: «Explosives for Nort American Engi-neers». Trans Tech Publications. Third Edition, 1983.

- GRIPPO, A. P.: «How to Get More Cast per Blast». E/MJ.December 1984.

.J - GRONFORST, T. y VAJDA, L.: «Modern Equipment andCalculation Methods for Stone Winning and Rock-Brea-king». Surface Mining and Equipment. IMM. 1983.

- HAGAN, T. N.: «Optimun Design Features of ControlledJ Trajectory". SEE, 1979.

- HEMPFILL, G. B.: «Blasting Operations". Mc Graw-Hill,1981.

- KONYA, C. J.: «Blasting Design». Surface Mining Envi-J ron mental Monitoring and Reclamation Handbook. 1983.

J

.J

.../

J

../

.,,'

../

../

/

../

../ I

"-

../

- LANGEFORS, U., and KIHLSTROM, B.: «Voladura de ro-cas». Edil. URMO, 1973.

- LOPEZ JIMENO, E.: «Parámetros Críticos en la Fragmen-tación de Rocas con Explosivos». VI Jornadas Minero-metalúrgicas. Huelva, 1980.

- LOPEZ JIMENO, E., y LOPEZ JIMENO, C.: «Las Voladurasen Cráter y su Aplicación a la Minería". VII Congreso Inter-nacional de Minería y Metalurgia. Barcelona, 1984.

- LOPEZ JIMENO, E.: «Implantación de un Método deCálculo y Diseño de Voladuras en Banco». Tesis doctoralE.T.S. de Ingenieros.de Minas de Madrid, 1986.

- LUDWICZAK, J. T.: «The Blasting Primer». B.M.C., 1984.- MCDONALD, K. L., et al.: «Productivity Improvements for

Dragline Operations Using Controlled Blasting in a Singleand Multiple Seam Opencast Coal Operation Rietspruit,South Africa». March 1982.

- OLOFSSON, S. O.: «Applied Explosives Technology forConstruction and Mining». Applex, 1990.

- PAVETO, C. S.: «Surface Mine Blasting», 1986.- PETRUNYAK, J., and POSTUPACK, C.: «Explosives

Energy is Challenging Mechamical Energyfor OverburdenRemoval". Coal Mining and Processing. July 1983.

- PRAILLET, R.: «A New Approach to Blasting".- PUGLlESE, J. M.: «Designing Blast Patterns Using Empiri-

cal Formulas». U.S. Bureau of Mines. I.C., 8550, 1972.- RUSTAN, P. A.: «Burden, Spacing and Borehole Diameter

at Rock Blasting". The Third International Symposium onRock Fragmentation by Blasting. 1990.

- SPEATH: «Formula for the Proper Blasthole Spacing".Engineering News. Record, 218, 1960.

- TAMROCK: «Handbook on Surface Drilling and Blasting».1984.

- THOMSON, S. D.: «Correcting the Burden Formula forHeave Blasting". Mlning Engineering. 1985.

- UCAR, R.: «Importancia del Retiro en el Diseño de Vola-duras y Parámetros a considerar». GEOS, 24-3-10, Cara-cas, enero 1978.

- VIERA, M.: «Sensitivity Analysis - a Key Optimun BlastingTunnels». 18th APCOM, 1984.

- VUTUKURI, V. S., and BHANDARI, S.: «Some Aspects ofDesign of Open Pit Blasts». Australian Geomechanics So-ciety, 1973.

281