22_Voladuras+tuneles

5/14/2018 22_Voladuras+tuneles - slidepdf.com

http://slidepdf.com/reader/full/22voladurastuneles 1/18

.-/

Capítulo 22

~,

VOLADURAS DE TUNELES y GALERIASJ

J

~,

1. INTRODUCCION

.--/ El aprovechamiento del subsuelo, tanto en obras

públicas como en minería, exige la realización de tú-

neles y galerías cada día en mayor número.

En los últimos tiempos, la excavación mecánica con

minadores y tuneladoras ha experimentado un gran

avance, llegándose a atravesar rocas con resistenciasde hasta 250 MPa, En rocas duras, son los últimos

equipos los que poseen un mayor campo de aplica-ción, ofreciendo algunas ventajas como son: la per-foración sin daños a la roca alrededor del túnel,

una superficie de corte regular que reduce las nece-

sidades de sostenimiento y/o revestimiento definitivo,

menos necesidades de personal, etc.Pero, la excavación con explosivos sigue aún apli-

cándose con profusión, pues el método anterior pre-senta también ciertos inconvenientes:

./

~ - El sistema de trabajo es muy rígido, ya que lassecciones deben ser circulares.

- Los terrenos atravesados no deben presentar

grandes variaciones y transtornos geológicos.

- Las curvas deben tener un radio superior a los300 m.

./

./ - La excavación inicial de preparación es elevada, y

- El personal debe estar muy especializado."-.

./

El arranque con perforación y voladura palia en granparte esos inconvenientes, pues en cuanto a las sec-

ciones, aunque éstas sean grandes, las exca~ciones

pueden realizarse por fases con galerías de avance,destrozas laterales y/o banqueo al piso, y además los

jumbos modernos poseen secciones de cobertura de

grandes dimensiones y formas. La roca residual puede

dejarse en buen estado ejecutando las voladuras de

contorno con las técnicas de recorte y precorte, el

sistema se adapta mejor a los cambios litológicos de

los terrenos atravesados y la inversión en maquinaria

es menor, pues una vez efectuadas las obras los equi-

pos pueden destinarse a la realización de otras labo-res.

El ciclo básico de excavación se compone de las

siguientes operaciones:

./

./

./

./

./- Perforación de barrenos.

./

- Carga de explosivo,

- Disparo de las voladuras.

- Evacuación de los humos y ventilación.

- Saneo de los hastiales.

- Carga y transporte del escombro,

-- Replanteo de la nueva pega.

En los epígrafes siguientes se revisa el estado actual

de ejecución de túneles y galerías y el cálculo de es-

quemas de perforación y cargas de explosivo.

2. SISTEMAS DE AVANCE

La forma o el esquema según el cual se ataca la

sección de los túneles y galerías depende de diversosfactores:

- Equipo de perforación empleado,

- Tiempo disponible para la ejecución.

- Tipo de roca,

- Tipo de sostenimiento, y

- Sistema de ventilación.

En rocas competentes los túneles con secciones in-

feriores a 100 m2 pueden excavarse con perforación y

voladura a sección completa o en un solo paso. Laexcavación por fases se utiliza para la apertura de

grandes túneles donde la sección resulta demasiado

grande para ser cubierta por el equipo de perforación,

o cuando las características geomecánicas de las ro-

cas no permiten la excavación a plena sección. Fig. 22.1.

El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos

partes, una superior o bóveda y otra inferior en banco ode destroza. La bóveda se excava como si se tratara de

una galería y la destroza, que irá retrasada con res-

pecto al avance de la bóveda, se lleva a cabo por ban-

queo.

El banqueo puede ser vertical, en cuyo caso será

necesario disponer de un carro de perforación con una

deslizadera no demasiado grande, pues de lo contrario

presentará problemas de ubicación en puntos próxi-

mos a los hastiales. La ventaja de este sistema esque el

307



'1

liT

'-

111

'-

""i \..

Figura 22.1. Sistemas de avance en laexcavación de túneles y galerías.

""1",bU",<""'lcil=" d'=I~,=~I=loJl=l"",J~

~

"

"'"~I~",,~I~"'Id,", 'd,=I_,~"'I"",

"-

- ----------

"

fF7f""1i=' ------------------

'-

TF-i FT7

Figura 22.2. Banqueo vertical u horizontal en un túne!con avance en dos secciones.

banco completo puede ser perforado y volado de

forma continua y simultánea con la bóveda. Fig. 22.2.

El banqueo horizontal permite la utilización del

mismo equipo de perforación que para la bóveda y

además el mismo procedimiento de carga de explosi-

vos y desescombro. El principal inconveniente de estesistema es la discontinuidad de ejecución.

Cuando la calidad de la roca es mala, es preciso, por

lo general, dividir el túnel en varias secciones más

pequeñas. Una técnica bastante común es la de abriren la bóveda una galería piloto con una o dos destrozas

laterales. Esa galería piloto, que sirve principalmentede reconocimiento, va adelantada con respecto a las

destrozas, e incluso puede calarse antes de iniciar la

perforación lateral permitiendo una mejor ventilaciónde las labores. La excavación de la bóveda se completa

por lo general antes de iniciar el arranque de la sección

inferior, aunque en túneles anchos puede llevarse a

cabo si,multáneamente estableciendo un acceso entreel piso del túnel y la bóveda mediante una rampa late-ral.

Actualmente, uno de los procedimientos de ejecu-ción de túneles más empleado es el conocido como

«Método Austríaco». A grosso modo, consiste en la

excavación por fases, tal y como se acaba"de indicar.

Tras la apertura de la galería de avance en la media

sección su perior, se efectúan las destrozas laterales deforma simultánea o desfasadas entre sí, utilizando

como frente de salida el propio hueco libre de la galería

y disponiendo los barrenos de contorno de modo que

se consiga el perfil definitivo con el menor daño posi-

ble de la roca, esto es aplicando la técnica del recorte.

A continuación, y tras la retirada de los escombros, se

procede a un gunitado de regulacjón del paramentoexcavado con el fin de evitar las descompresiones y

que la roca pierda sus cualidades resistentes.A una cierta distancia del frente, que suele ser igual

al avance de las pegas, se irá efectuando el revesti-miento definitivo con los diferentes sistemas existen-

tes.

La excavación de la sección inferior se realiza tam-

bién por fases, en su parte central con banqueo yen losmacizos laterales o bataches con destrozas y voladu-

ras de recorte. La perforación puede ser vertical u

horizontal y el avance dg los bataches simultáneo odesfasado.

Foto 22.1. Excavaciónpilotoydestrozaslateralesde lasec-ción superior de lagalerlade presión de 12 m de diámetro de

la Central de Saucelle.



308

./

3. ESQUEMAS DE VOLADURA EN TUNELES

./

Las voladuras en túneles y galerías se caracterizan

por no existir, inicialmente, ninguna superficie libre de

salida salvo el propio frente de ataque. El principio de

ejecución se basa en crear un hueco libre con los

barrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompen

las cargas restantes de la sección. Dicho hueco tiene,

generalmente, una superficie de 1 a 2 m2, aunque con

diámetros de perforación grandes se alcanzan hastalos 4 m2. En los cuel&)s en abanico los barrenos del

,.J cuele y contracuele llegan a cubrir la mayor parte de lasección.

La destroza, aunque sea comparable geométrica-

mente a las voladuras en banco, requiere consumos

específicos de explosivo entre 4 y 10 veces superiores,

puesto que hay errores de perforación, menor hueco

de esponjamiento e inclinación con respecto al eje de

avance, menor cooperación entre cargas adyacentes y

en algunas zonas existe la acción negativa de la grave-

" dad, como sucede con los barrenos de zapatera.

Fig. 22.3.

;'

;'

;'

;'

Figura 22.3. Zonas de una voladura en túnel.

Los barrenos de contorno son los que establecen la

forma final del túnel, y se disponen con un reducido

espaciamiento y orientados hacia el interior del macizo

para dejar hueco a las perforadoras en el emboquilley

avance.

fT .~Á""'Y'~:iiit...~~/~'-'-h'=

r="'~2~'~"~:

Figura 22.4. Orientación de los barrenos de contorno para

mantener el perfil del túnel.

En cuanto a la posición del cuele, ésta influye en la

proyección del escombro, en la fragmentación y tam-

bién en el número de barrenos. De las tres posiciones:

en rincón, centrada inferior y centrada superior, se

elige normalmente ésta última, ya que se evita la caída

libre del material, el perfil del escombro es más ten-

dido, menos compacto y mejor fragmentado.

4. TIPOS DE CUELES Y CALCULO DE VOLA-

DURAS

Las yoladuras en túneles y galerías son mucho máscomplejas que las voladuras en banco, debido, como

ya se ha indicado, a que la única superficie libre es el

frente de excavación. Los consumos específicos son

elevados y el confinamiento de las cargas alto. Por otro

lado, las dimensiones de las piedras en el cuele son

pequeñas, por lo que los explosivos deben ser lo sufi-

cientemente insensibles para evitar la transmisión de

la detonación por simpatía, pero poseer una velocidadde detonación lo suficientemente elevada, superior a

los 3.000 mis, para evitar el efecto canal en los explosi-

vos encartuchados dentro de barrenos de mayor diá-

metro. Este fenómeno consiste en que los gases de

explosión empujan al aire alojado entre la columna de

explosivo y la pared del barreno, comprimiendo a los

cartuchos por delante del frente de la onda de choque,

destruyendo así los puntos calientes o aumentando

excesivamente la densidad del explosivo.

En cuanto a la perforación, ésta se ha mecanizado

intensamente en las últimas décadas, en base al desa-

rrollo de jumbos hidráulicos, con uno o varios brazos,

automatizados y más versátiles. Esto ha hecho que la

elec'ción de los cueles se dirija hacia el grupo de los

denominados de barrenos paralelos, pues son mucho

más fáciles de perforar, ya que no hay necesidad decambiar el ángulo de las deslizaderas, y los avances

no están tan condicionados por la anchura de los

túneles como en el caso de los cueles en ángulo.

Así pues, los cueles pueden clasificarse en dos gran-

des grupos:

- Cueles de barrenos paralelos y

- Cuelesde barrenosen ángulo.

Los primeros son los que más se emplean en prO-

yectos con perforación mecanizada, mientras que los

del segundo grupo han caído muy en- desuso por lalaboriosidad de la perforación y sólo se aplican en

excavaciones pequeñas.

A continuación, se exponen por orden de importan-

cia los distintos tipos de cueles, así como el cálculo de

los esquemas y cargas en el resto de las secciones, que

son por lo general independientes de la clase de cuele

aplicado.

4.1. Cueles cilíndricos

Actualmente, es el tipo de cuele que se utiliza conmás frecuencia en la excavación de túneles y galerías,

con independencia de las dimensiones de éstas. Se

considera que es una evolución o perfeccionamiento

de los cueles quemados que se comentarán más ade-lante.

309

DESTROZA

ICUELEI!J

CONTRACUEL EIT

ZAPATERA lIT

" l' " " '1 " fI IC=II=IL=I<='



Consta de uno o dos barrenos vacíos o de expansión,

hacia los que rompen escalonadamente los barrenos'

cargados. Los barrenos de gran diámetro (65 a 175

mm) se perforan con bocas escariadoras acopladasal mismo varillaje que es utilizado para perforar losbarrenos de voladura.

Todos los barrenos dentro del cuele se sitúan muy

próximos, alineados y paralelos, por lo que es muy

habitual usar jumbos dotados con paralelismo auto-mático.

El tipo de cuele cilíndrico más empleado es el decuatro secciones, ya que es el más sencillo de replan-

teo y ejecución. La metodología de cálculo de esque-

mas y cargas de este cuele y del resto de las zonas

de un túnel corresponde a las teorías suecas, actuali-zadas recientemente por Holmberg (1982), y simplifica-

da por Oloffsson (1990), y se estudian seguidamente.Por último, se indican otros tipos de cueles cilíndricos

que se han utilizado con éxito y están bien experimenta-dos.

A. Avance por pega

El avance de las pegas está limitado por el diámetro

del barreno de expansión y la desviación de los barre-

nos cargados. Siempre que ésta última se mantenga

por debajo del 2% los avances medios «X» pueden

llegar al 95% de la profundidad de los barrenos «L».

x = 0,95 x L

En los cueles de cuatro secciones la profundidad de

los barrenos puede estimarse con la siguiente expre-sión:

L = 0,15 + 34,1 O2 - 39,4O;

donde:

O2 = Diámetro del barreno vacío (mi

Cuando se utilizan cueles de «NB" taladros vacíos

en lugar de uno solo de mayor diámetro, la ecuaciónanterior sigue siendo válida haciendo

O2 = 0'2 x y'NB

donde «O' 2" es el diámetro de los dos bar;renos vacíos.

B. Cuele y contracuele

El esquema geométrico general de un cuele de cua-tro secciones con barrenos paralelos se indica en la

Fig. 22.5.La distancia entre el barreno central de expansión y

los barrenos de la primera sección, no debe exceder de«1,7 O2>>para obtener una fragmentación y salida sa-tisfactoria de la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963). Las

condiciones de fragmentación varían mucho, depen-diendo del tipo de explosivo, características de la roca

y distancia entre el barreno cargado y el vacío.Tal como se refleja en la Fig. 22.6. para piedras

310

'-------- ,/JI'" I

/ ~ I

// ~ I/ ~ I/ " 1

/D~ I

/ 1~ I

// I ~ --e " I/ 1 / " " 1/ I / ~ I ,

./ I //8 1D2' 1 " :

~ ~'

8~

~ 1'- c/ . 1, 3' I" l' /1 ..1" I ~'

~

// I

", I '.// 82 1 // I" I // :" // 1

, / I

I ,// II ',// 11 ' / 1I ./.-- IJ

"-

""

....

....

Figura 22.5. Cuele de cuatro secciones.

'

mayores de «2 O2>>el ángulo de salida es demasiado

pequeño y se produce una deformación plástica de laroca entre los dos barrenos. Incluso si la piedra es

inferior a «02», pero la concentración de carga es

muy elevada se producirá la sinterización de la roca

fragmentada y el fallo del cuele. Por eso, se reco-

mienda que las piedras se calculen sobre la base de

B[ = 1,5 O2,

"

"

E--:0,6CD

<!D::

oW

o..

0,4

0,2

(;~/ B,> D.,<'-'/

c!1KP

D1 D. Q,vj~/

, I o~'/ /B, =I 5 D

: ¡ *"'11 /' 2~~'/ . «'.~/x°-' ~'7

B, A«J' «'.0""> =---1~' /

/ //

// // //

/ // ¡o\...tl.ouRtI.U\lll?\tI B, =D.

..

0,1 0,2 0,3

BARRENO DE EXPANSION D2(m)

Figura 22.6. Resultados de las voladuras para diferentes

distancias de los barrenos cargados a los vacíos y díámetrosde éstos.

Cuando la desviación de perforación es superior al

1%, la piedra práctica se calcula a partir de:

B[ = 1,7 O2 - Ep = 1,7 O2 - (a xL + e')

donde:

Ep = Error de perforación (m).a = Desviación angular (m/m).L = Profundidad de los barrenos (m).

e' = Error de emboquille (m).



J

~

En la práctica, la precisión de la perforación es lo

suficientemente buena y se trabaja con un valor de la

piedra igual a vez y media el diámetro de expansión.

La concentración lineal de carga se calcula a partir

de la siguiente expresión:----

[B

]1,5

[D2

] [C

]1

q¡=55DI - x B-- x - x-D2 2 0,4 PRPANFO

q ¡ = Concentración lineal de carga (kg/m).

D¡ = Diámetro de perforación (m).D2 = Diámetro del barreno de expansión (m).B = Dimensión de la piedra (m).

./ c = Constante de la roca.PRPANFO= Potencia Relativa en Peso del explosivo

referida al ANFO..-/

Frecuentemente, los valores posibles de las con-

" centraciones lineales de carga están bastante limita-

./ dos, por cuanto no existe una variedad amplia de ex-plosivos encartuchados. Esto significa que para una

- concentración lineal fijada de antemano, puede de-

" terminarse la dimensión de la piedra a partir de la./ ecuación anterior, si bien el cálculo resulta un poco

más complejo,

./DIAMETRO DEL BARRENODE EXPANSION (mm)

¡02 152127

./

E"-o>~~ 2,'

go:<t<.)wo-.J<t

wz:J ¡PzoC3<to:1-ZW<.)Zo<.)

Q OTI

CJO2

./

./

./

./O,¡ 0,2 0,3 0,4

PIEDRA MAXIMA(m)

"Figura 22.7. Relación entre la concentración lineal de

carga y piedra máxima para diferentes diámetros de barre-nos de expansión (Larsson y Clark). lf

./

./

./

Para calcular el resto de las secciones, se considera

que ya existen unos huecos rectangulares de anchura

«Ah» y que se conocen las concentraciones lineales

de carga «q¡». El valor de la piedra se calculará a

partir de:

B = 8,8 X 1O-2~ Ah X ql X PRPANFODI X C

Cuando existe un error de perforación, tal como se

observa en la Fig. 22.9, la superficie libre «Ah» difiere

de la distancia «Ah'» en la primera sección, por lo

que

Ah = V2(B I - Ep)

~6"2,5'«'"<r«( J 2,0'w'"-';;\ 1,5Z:J

i5 IP'o«<r

~0 ,5j A,"O,I m.(JZo(J

/'

0--"""

./ "

LJ',,' A,S"""

A,"o"

~ @ ~ 0,5 o,s 0 ~ ~ ~ ~ ~ ~PIEDRA MAXIMA (m)

0,1

Figura 22.8. Relación entre la concentración lineal decarga y la piedra máxima para diferentes anchuras de

hueco (Larsson y Clark).

B

Di ~

B2

Epj.f2' -~-V-, V;'

{

'-r'\.. /'" -- 'v¿ / I --//: --<-'--/ I .

@, ¡AhA'h /~

"\""", ----("""-'--

~ ,->'-?

!.P-

Figura 22.9. Influencia en la desviación de los barrenos.

y sustituyendo este valor en la ecuación anterior re-

sulta:

I

B = 10,5 X 1O-2V (B[- Ep) x q, X PRPANFODI X C

Este valor tiene que reducirse con la desviación de

los barrenos para obtener la piedra práctica.

B 2 = B - Ep

Existen algunas restricciones en cU2.nto a «B2», ya

que debe satisfacer:

B2 s: 2 Ah

para que no se produzca la deformación plástica. Si

esto no se cumple, se modificará la concentración li-

neal de carga calculándola con:

540 D1 x C X Ahq¡ =

PHPANFO

Si la restricción de deformación plástica no es satis-

factoria, es mejor normalmente elegir un explosivo de

menor potencia, con el fin de optimizar la fragmenta-ción.

El ángulo de apertura debe ser también menor de

311



1,6 radianes (90°), pues si no el cuele pierde su ca-rácter de cuele de cuatro secciones. Esto significa

que:

B 2 > 0,5 Ah

Gustafsson (1973) sugiere que la piedra para cada

sección se calcule con «B2 = 0,7 B'".

Una regla de dedo para determinar el número de

secciones, es que la longitud del lado de la última

sección «B» no sea menor que la raíz cuadrada delavance. El método de cálculo del resto de las seccio-

nes es el mismo que el aplicado para la segundasección.

Las longitudes de los retacados se estiman con:

T = 10 DI

Algunos problemas que se presentan en las voladu-

ras con cueles de barrenos paralelos son la detonación

por simpatía y ladesensibilización por precompresión

dinámica. El primer fenómeno, puede aparecer en un

barreno adyacente al que esté detonando, cuando elexplosivo que se encuentra en él tiene un alto grado de

sensibilidad, como son todos aquellos que poseen en

su composición nitroglicerina. Por el contrario, la de-

sensibilización por precompresión dinámica tiene lu-

gar en muchos explosivos y particularmente en el

ANFO, pues la onda de choque de una carga puede

elevar la densidad de la adyacente por encima de ladensidad crítica o de muerte.

Los problemas de desensibilización pueden ate-nuarse con el correcto diseño de las secuencias de

encendido, haciendo que la detonación sucesiva de

cada barreno se realice con un retraso suficiente paraque la onda de choque del disparo anterior pase y

que el explosivo recupere su densidad y grado desensibilidad normales.

Hagan propone, para disminuir los problemas

mencionados, realizar los cueles cilíndricos dispo-

niendo tres barrenos vacíos de expansión de forma

que actúen de pantalla entre los de carga. Fig. 22.10.

.BARRENOCON CARGA

2

..r

00BARRENOS DE EXPANSION

. o .Figura 22.10. Cuele cilíndrico modlfícado para elimínar la

detonación por símpatía y desensíbílízación dínámíca.

También, ha podido comprobar que las rocas de

grano fino son más propicias a los fallos de los cuelesque las de grano grueso, debido al mayor volumen del

312

hueco de alivio que se precisa para la salida del mate-rial.

Como en los cueles cilíndricos cada detonación su-

cesiva agranda el espacio disponible para la expansión "de los barrenos que aún no han salido, la dimensión dela piedra puede ir aumentando y por lo tanto colocarselas cargas en espiral. Fig. 22.11. \.

\

/-\ 31 \1 2 \ 1 \

1 \ 1 \

/ \ 1 \/ -

0 1/ \1 --- / \

1.- \1 '1 \

~ ~.,\\ /\ /\ /\ /\ /\ /\ /\ /\ /

\ 5 /

./

\ /

\.

,

Figura 22.11. Cuele cílíndríco en espiral.

Otros tipos de cueles cilíndricos son los siguientes:

a) Cuele cilíndrico de doble espiral

Se perfora un barreno central con un diámetro entre

75 y 200 mm que es circunvalado por los barrenos máspequeños cargados y dispuestos en espiral.

Los barrenos 1-2,3-4 Y5-6 se corresponden en cada

una de sus espirales respectivas.

--e

-- -- 12\1-- \

¡lO' I \

I

~\I

/ e \5\

\í3. \

/8 ./ 1 ~~\--1\

\

\\\\

\I --\" ----.--

d -----

Figura 22.12. Cuele y contracuele de doble espíral.



'--'"b) Cuele Coromant

~\ Consiste en la perforación de dos barrenos secantes

J de igual diámetro (57 mm), que constituyen el hueco

libre en forma de «8» para las primeras cargas. Se

~ utiliza una plantilla de perforación para taladrar los" dos barrenos anteriores y los restantes del cuele.

J

_1---~

~- t- \.-- .

1

\I 3 \I \ E( . \ ex¡,

¡ \

i

-

( \

~I 1 2~\ (

\ ! EI rt)

\ ,

\ I -~J~~/--t--- J1,::'70'9

~,

---/

~

--J

~

--./

--./Figura 22.13. Cuele Coromant.

--./ c) Cuele Fagersta

Se perfora un barreno central de 64 ó 76 mm de

¿ diámetro y el resto de los barrenos cargados más pe-

queños se colocan según la Fig. 22.14.

~ Es un tipo de cuele mixto entre el de cuatro seccio-

J nes Y el de doble espiral, siendo adecuado para las

pequeñas galerías con perforación manual.

J

.,¡'

J

J

J 8

J

Figura 22.14. Cuele Fagersta.

J

C. Zapateras

JLa piedra de los barrenos de zapatera dispuestos en

J

filas se calcula, básicamente, con la misma fórmula

que se emplea en las voladuras en banco, conside-

rando que la altura de ésta última es igual al avance de

la pega:

/ q x PRPANFO"\' ¡

B = 0,9 .Y c x f (S/B)donde:

- Factor de fijación. Generalmente se toma 1,45

para tener en cuenta el efecto g ravitacional yel

tiempo de retardo entre barrenos.

S/B = Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se

suele tomar igual a 1.

c = Constante de roca corregida.

c= c+ 0,05 para B ? 1,4 m

c= c + 0,07/B para B < 1,4 m

En los barrenos de zapateras es necesario conside-

rar el ángulo de realce «"'{» o inclinación que se pre-

cisa para proporcionar un hueco adecuado a la per-

foradora para realizar el emboquille de la próxima

pega. Para un avance de 3 m un ángulo de 3° queequivale a 5 cm/m, es suficiente, aunque dependerá

lógicamente de las características del equipo.

",

+

Figura 22.15. Geometría de los barrenos de zapatera.

El número de barrenos vendrá dado por

[AT + 2L x sen "'{ ]B = Número entero de B + 2

donde:

AT = Anchura del túnel (m)

El espaciamiento práctico para los barrenos de rin-cón será:

Sz 1= Sz - L x sen "'{

La piedra práctica «Bz» se obtiene a partir de

Bz = B ~ L x sen "'{ - Ep

Las longitudes de la carga de fondo «1,» y de co-

I~mna «le» deben ser

1, = 1,25 x Bz

le = L - 1, - 10 DI

313

I

ti;IIII I

I I

I II

- 1=.'- ,,,, ,,-,, ,-,,- ,1=1>=-

liii

I ]I

TITI ANCHURADETUNEL TI

!j\,

"-



La concentración de la carga de columna puede

reducirse al 70% de la de fondo. Sin embargo, se suele

emplear la misma concentración por motivos de

tiempo de preparación. El retacado se fija en «T = 10

O¡'» y la condición que debe cumplir la piedra es

«B:s:0,6 L».

O. Destroza

El método para calcular el esquema de los barrenosde destroza es similar al empleado para los de zapa-

tera, aplicando únicamente unos valores distintos del

Factor de Fijación y relación Espaciamiento/Piedra.

TABLA 22.1

La concentración de la carga de columna, para am-

bos tipos de barrenos, debe ser igual al 50% de laconcentración de la carga de fondo.

E. Contorno

Si en la excavación no se precisa una voladura de

contorno o de recorte, los esquemas se calculan de

acuerdo con lo indicado para los barrenos de zapatera,

con los siguientes valores:

Factor de Fijación. . . . . . . . . . .. f = 1,2

Relación S/B S/B = 1,25

Con'centración de la carga decolumna. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . qe = 0,5 qf, siendo

«q¡» la concentra-

ción de la carga defondo.

#'

En el caso de tener que realizar voláduras de cone

torno el espaciamiento entre barrenos se calcula a

parti r de:

Se = K X O,

donde «K» varia entre 15 y 16. La relación S/B debe ser

0,8.

La concentración lineal de carga mínima se deter-

mina en función del diámetro de perforación. Para

barrenos con un calibre inferior a los 150 mm se em-plea la ecuación:

q le = 90 X O ,"

donde «O,» se expresa en m.

314

"-..F. Ejemplo de aplicación

Se desea excavar una galería de mína en roca "-

(c = 0,4) medíante voladuras de barrenos paralelos y

cuele de cuatro secciones, sabiendo que las dimen-

siones geométricas y datos de perforación son:'-

- Anchura del túnel «AT» 4,5 m

- Altura de los hastiales 4,0 m

- Flecha del arco de coronación 0,5 m

- Diámetro del barreno de cuele «02» 102m- Diámetro de perforación «O,» 45 mm

- Angulo de los barrenos de contorno «y» 3 o

- Desviación angular «a» 10 mm/m- Error de emboquille «e'» 20 mm

"--

'-

"--

El explosivo a utilizar tiene una Potencia Relativa

en Peso de ANFO de 1,09 (109%) Y los cartuchos

disponibles tienen diámetros de 25, 32 Y 38 mm, que

dan lugar a unas concentraciones linealesde carga, "-para una densidad de 1,2 glcm3, de 0,59, 0,97 Y 1,36

kg 1m respectivamente. '-a) Avance.

L = 3,2 m y X = 3,0 m

b) Cuele y contracuele\....

- Primera sección

B= 1,7x02=0,17m

B, = 0,12.m

q 1= 0,58 kg/m -> 0,59 kg/mcon d = 25 mm

T = 10 X DI = 0,45 m

Ah'= ~=0,17m

Carga por barreno Qb= 1,59 kg.

\...

\....

\....

- Segunda sección

Ah = V2 (0,12 - 0,05) = 0,10 mPara d=25mm B=0,17m

d = 32 mm B = 0,21 m

d = 38 mm B = 0,25 m

Como B2 ~ 2 Ah, se eligen los cartuchosde 32 mm.

B2=0,16m

T = 0,45 m

Ah' = V2 (0,16 + 0,17/2) = 0,35 m

Qb = 2,62 kg.

'-

'-

'-

'-

- Tercerasección\..

Ah = V2 (0,16 + 0,17/2 - 0,05) = 0,28 m

Para los cartuchos de mayor diámetro

q, = 1,36 kg/m

'

B = 0,42 m

B3 = 0,37 m

T = 0,45 m

Ah' = V2 (0,37 + 0,35/2) = 0,77 m

Qb = 3,67 kg

'-

'-

'-

DIRECCION DE FACTOR DE

SALIDA DE FIJACION RELACION

LOS BARRENOS ,,1» "S/B"

. Hacia arriba y

horizontalmente 1,45 1,25

. Hacia abajo 1,20 1,25



J

- Cuarta sección-,

J Ah = V2 (0,37 + 0,35/2 - 0,05) = 0,70 mB = 0,67 mB4 = 0,62 mT = 0,45 m

A Ih= V2 (0,62 + 0,77/2) = 1,42 m, quees comparable a la raíz cuadrada delavance, luego no se necesitan mássecciones.

Ob = 3,67 kg.

J

J

J c) Zapateras

Con d = 38 mm resulta q 1 =B = 1,36 mNB = 5 barrenos

Sz = 1,21 m

S/Z = 1,04 m

Bz = 1,14 m

Ir = 1,43 m

le = 1,32 m

qe = 0,7 x 1,36 = 0,95 kg/mcon d = 32 mm

Ob = 3,20 kg.

1,36 kg/m.

J

J

> 0,97 kg/mJ

-,

j d) Barrenos de contorno de techo

Se usan cartuchos de 25 mm con q I = 0,59 kg/m

../

Sel = 15 x DI = 0,68 m

Be'= S,,/0,8- Lx sen 3° - 0,05 = 0,62 mqle = 90 X DI2 = 0,18 kg/m, que es consi-

derablemente menor que 0,59 kg/m

NB = I 4,7/0,68+2 1=8

Ob' = 1,77 kg.

-"

../

/

/

e) Barrenos de contorno de hastiales

La longitud de contorno que queda para los 4,0m de altura es:

4,0 - Bz - Be,= 4,0 - 1,14 - 0,62= 2,24 m

.-/con f = 1,2 Y S/B = 1,25 se tiene

./Beh = 1,33 - L x sen 3° - 0,05 = 1,12 m

NB = I 2,24 / (1,33 x 1,25) + 2 1=3Seh = 2,24/2 = 1,12 m

Ir =1,40m

le = 1,35 m

Ob = 3,2 kg

./

"

/ f) Destroza

Como el lado pe la cuarta sección es A'h = 1,42m y la piedra práctica de los barrenos de con-

torno de hastial es Beh = 1,12 m, el espacio que

queda disponible para una anchura de túnel AT

= 4,5 m es:

"

./

"

/4,5 -1,42 -1,12 x 2 = 0,84 m

B = 1,21 - 0,05 = 1,16 m para f = 1,45

sin embargo, se utilizará B = 0,84 m, debido a lasdimensiones horizontales del túnel.

./

Para los barrenos superiores

B = 1,33 - 0,05 = 1,28 m

pero, si se resta a la altura del túnel A'h= 1,42B,= 1,14 YB"= 0,62, se tiene:

4,5 -1,42 -1,14-0,62 = 1,32 m

Como la diferenc'ia es sólo de 5 cm, se haceB = 1,32 m.

La carga de los barrenos se destroza es igual ala de los barrenos de los hastiales, luego:

Ob= 3,20 kg.

g) Resumen

- Cuele y contracuele: 16 barrenos

(4 x 1,59) + (4 x 2,62) + (8 x 3,67) = 46,21 kg

- Zapateras: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16 kg,- Contorno techo: 8 barrenos (8 x 1,77) =

= 14,16 kg.- Contorno hastiales: 6 barrenos (6 x 3,20) =

= 19,20 kg.

- Destroza: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16,00 kg.

Carga total de la volad ura = 111,6 kg

Superficie del túnel = 19,5 m2Avance = 3 m

Volumende roca arrancado = 58,5m3

Consumo específicode explosivo = 1,9 kg/m3

Número total de barrenos = 40

Longitud total perforada = 128 m

Perforaciónespecífica = 2,2 m/m3

E

~ ~9 '9

9'85

87 ~

" ílj.a

E..

4, "13I 82 I

: / ", :I /~ " II 1/ "" , "11

1 8 10(0)0' . 1: ", ~_!::J // :I ',/ I

i '--2 :48 83 8a

.p

TIla

10 10~

10~

"!,5m J

Figura 22.16. Esquema geométrico de la voladura calcu-lada.

G. Cálculo simplificado

Para un cálculo más rápido de las voladuras en túnel

con cueles de barrenos paralelos de cuatro secciones

,"315



se pueden aplicar las fórmulas que se recogen en lastablas siguientes:

a. Cuele

TABLA 22.2

'-b. Destroza

Para calcular el resto de la voladura, se parte de la "-

dimensión de la piedra "B" y concentración lineal de

carga en el fondo "q," para el explosivo y diámetro utili-

zado. Las fórmulas que se emplean son: '-

q¡ = 7,85 . 10-4. d2. P

B = 0,88 . qjO,35siendo: "-

D = Diámetro del cartucho de explosivo (mm).

p = Densidad del explosivo (g/cm3).\...

TABLA 22.3\..

H. Comprobación de los esquemas de voladura

Una vez efectuados los cálculos de los esquemas y

cargas, y antes de dar las voladuras, es interesante

chequear o contrastar los datos obtenidos con los es-

tándares o resultados típicos de operaciones si milares.

Estqs comprobaciones se pueden realizar con sim-

ples gráficos como los de las Figs. 22.17, 22.18 Y

22.19, donde se refleja el consumo específico de ex-

plosivo en función de la sección del túnel y diámetro

;::- 4E"'o>:"S

o'" 3-L1.UW(L

f{J 2

o::;;:::J(j)

51U

,y'

050 mm040mm032 mm

10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 ]20

AREA (m2)

Figura 22.17. Consumoespecíficoen funcióndel áreadeltúnel y diámetro de los barrenos.

316

\."

'-

'.

"-

'-

de perforación, el número de barrenos por pega y la 'perforación específica a partir de las dos variablesindicadas.

Los gráficos anteriores se refieren a voladuras conbarrenos paralelos y sólo pueden tomarse como "-

orientativos, pues son muchas las variables que influ-

yen sobre los resultados de la excavación: tipos de

rocas y explosivos, tamaño de los barrenos, tipos de '-

cuele, necesidad de volad uras de contorno, restriccio-

nes por vibraciones, etc., que pueden hacer variar

ligeramente los parámetros de diseño. "-

iD 140;os<I'"i¡i 120-o:o0.,00-(f>ozwo: 80-o:<I(]J

i '5 60-°Z

40

32mm\

20

10 20 30 40 50 60 70 80 90

AREA 1m')

100

Figura 22.18. Número de barrenos por pega en función delárea.

SECCION DEL VALOR DE LADO DECUELE LA PIEDRA LA SECCION

Primera B, = 1,5 D2 B,{2

Segunda B2= B, -{2 1,5 B2G

Tercera B3= 1,5 B2G 1,5 B3-{2

Cuarta B4= 1,5 B3-{2 1,5 B4-{2

CONCENTRACION

ZONADE PIEDRA ESPACIAMIENTOLONGITUD DE LA DE CARGA

VOLADURA(m) (m)

CARGA DE FONDO RETACADO

(m) FONDO COLUMNA (m)(kg/m) (kg/m)

Piso B 1,1 B U3 q, q, 0,2B

Hastiales 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,4 q, 0,5B

Techo 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,36 qf 0,5B

Destroza

Hacia arriba B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5B

Horizontal B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5B

Hacia abajo B 1,2 B U3 qf 0,5qf 0,5B



J

J

~7"-E- 6.

<!O

§ 5w"-

f:J 4

ZOU 3<!a::O

~ 2

w"- (1) 32 mm.(1) 38 mm.

(1) 50mm.

J

J

J70 80 90

AREA (m2)

1000 600 40O 20

.-/ Figura 22.19. Perforación específica en función del áreadel túnel y diámetro de perforación.

La comprobación final de los cálculos se hará unavez efectuada la voladura. La forma de introducir las

modificaciones necesarias a partir de los análisis de

los resultados en las primeras pruebas debe ser gra-

dual ysistemática, recomendándose incluso que en las

pegas iniciales no se perforen los barrenos en toda su

profundidad y se vaya poco a poco aumentando el

avance por ciclo.

./

./

./

./

--1

--1

./

--1

Foto 22.2. Perforación manual en un frente de.galería.

./

./Cueles quemados.2.

En estos cueles todos los barrenos se perforan pa-

ralelos y con el mismo diámetro. Algunos se cargan

con una gran cantidad de explosivo mientras que otros

se dejan vacíos. Al ser tan elevadas las concentracio-

nes de carga, la roca fragmentada se sinteriza en la

parte profunda del cuele, no dándose las condiciones

óptimas para la salida de la pega como ocurre con los

cueles cilíndricos. Los avances son reducidos y no van

más allá de los 2,5 m por pega.

./

./

o o

o . o . oo o

o

oo . o

oo

.o

o . oo.

o . o. .

o

o . o. . .o . o

o .. . o

oo . e. o

o . . o.

Figura 22.20. Ejemplos de cueles quemados.

Uno de los cueles quemados que se utiliza en el

avance de galerías de minas de carbón es el denomi-

nado «Cuele Sarrois», que está formado por8 barrenos

con carga y uno vacío. Haciendo la perforación con un

diámetro de 38 mm, la distancia entre los ejes de los

barrenos va desde los 10 cm en rocas duras ,hasta los

20 cm en rocas blandas. Este cuele se emplea hasta

profundidades de 2,5 m, siendo el consumo de explo-

sivos elevado. Las cargas se diseñan según lo indicado

en la Fig. 22.21, evitando los solapes en cada uno de los

barrenos de distinto tiempo de retardo y usando para el

retacado, generalmente, tacos de arcilla.

~IT6

,p,=,,'

~\ :. o .

1 2 1

l

¡

r. BARRENO CONCARGAo BARRENO SIN CARGA

D

1 -O

Figura 22.21. Voladura de galería con cuele Sarrois.

La proyección de escombros alcanza una longitud

de 5 a 6 m a partir del nuevo frente y los avances oscilan

entre el 80 y el 95%.

Por último, otro cuele que se emplea también en

minas de carbón, sobre todo en el Norte de España, es

el llamado «Sueco» cuya disposición de barrenos, se-

gún el tipo de roca, se refleja en la Fig. 22.22.

Para un diámetro de 38 mm, la distancia entre filas

verticales es de 20 cm, la separación vertical entre

barrenos de las dos filas laterales es 30 cm y la distan-

317



cia en vertical entre barrenos cargados yvacíos de 10 a15 cm, según la resistencia de la roca.La proyección del escombro es mayor que con el

cuele Sarrois, aunque el consumo de explosivo es porel contrario más bajo. Los avances oscilan entre el 90 yel 100% de la profundidad y la perforación necesitaque sea precisa.

4.3. Cueles en cráter

Este tipo de cuele se. desarrolló originalmente porHinoen el Japón, aprovechando elefecto cráter que lascargas de explosivo concentradas en el fondo de losbarrenos producen sobre la superficie libre más pró-xima.

Esta metodología se aplica más en la excavación de

L ~ 2.5m ~ 1

2,5m

chimeneas que en túneles, aunque algunos especia- ',---

listas como Hagan han propuesto recientemente su

utilización disponiendo las cargas concentradas enuno o varios barrenos centrales de gran diámetro y ' "

distribuyendo los barrenos de destroza sobre el restode la sección con diferentes longitudes de carga.

Como el avance por pega no es grande, incluso llega ' "

a proponer realizar ésta con una profundidad de losbarrenos doble, seccionando y retacando las cargas.

Fig. 22.23. "---

4.4. Cueles en ángulo"---

Este grupo de cueles, cada día se utilizan menos ya

que implican una gran laboriosidad en la perforaciónde los barrenos. Laventaja que presentan es el menor ' '

consumo de explosivo, al ser mejor el aprovecha-

miento de la superficie libre del frente, y la posibilidadde orientación con respecto a las discontinuidadesvisibles en la sección. ' '

A continuación, se comentan los cueles en ángulomás conocidos.

\....-

A. Cuele en "V»

' '

Con estos cueles en cuña o en «V» los avances que

se consiguen oscilan entre el 45 y el 50% del ancho deltúnel. En túneles anchos, estos avances se ven afecta-

dos por la desviación de los barrenos, que general- "--mente es del orden del 5%. Así por ejemplo, en un

barreno de 5 m de largo, su extremo puede quedar

desviado unos 25 cm, lo cual puede causar problemas '--

de detonación por simpatía con otras cargas próximas.El ángulo del vértice interior de la cuña no debe ser

inferior a 60°, pues de lo contrario las cargas estarían ~

muy confinadas y se precisaría mayor cantidad de ex-

plosivo para obtener una buena fragmentación.

Los parámetros medios de diseño del cuele, en fun-

ción del diámetro de perforación «D», son los siguien- '--tes:

Altura total del cuelePied ra

He = 46 DB = 34 D

~

"",-"""-"",, '=1'-"-"="'=""0' '~\\-\I=\'=I'"'V .15 .1 "',

/>'.19 VII

\VII 21.,>"

,= VIII VIII '~- 11" .. 7-

- ./" Omm. ti~ 9; 7-¡;. .-13 IV [V~ .---...¡¡ V [ N2 DETONADOR MICRORRE-

TARDO EXTERIOR

"-

.~13

1

~.-V[ ~ii

8",9J200 mm.

Il!

lIT

l

ií

11~'"V~ "--

4m.1>~¡;~ 11

~.QV 3 5~. .~ IV-N2 DETONADOR IV

E MICRORRETARDO INTERIOR

~ -- [,ii 27 23 25 30 =¡¡.X . [X .IX X. ~

1="-"'""=" "~"=" ,-" "-"="="-11-"""-' -"="~m. .

"-

.~

"--

Figura 22.23. Doble cuele cráter usando barrenos centrales de 200 mm.'--

318',--

2. 0.2

EQUEMA DE.1

PERFORACION 2. o .2ROCA BLANDA .'

2. o .2

2. .'.2 LESQUEMADE o =PERFORACION

2. '.2{

ROCADURA t.' t

2. , .2t,r

Figura 22.22. Cuele Sueco.

-' I , iPERFIL IIr CRATER I " PERFIL 22 CRATER' ' II ' " IE ' I .r, ' 111 " I "

H " I " ,¡¡ , ' 1

\1 " 1 " ,IT

" , I" 1 ",Jí '1

,,/' /'

IT/ I /" I

/ I// :/

/I

/ ¡/

fi //'

I /ii / I /

/ I

//"i/

I

g //

/ [ /

1//

.......-.



- Concentración de la carga de

fondo qr = 990 02(O en m)

- 0,3 LLongitud de la carga de fondo Ir

- Concentración de la carga decolumna

- Longitudde retacado- Número de cuñas en sentidovertical

qe = 0,5 qrT = 12 O

3

Los barrenos del contracuele, que también se per-

foran inclinados con respecto al eje del túnel Fig.22.24, se disponen de acuerdo con los siguientesecuaciones:

-Piedra

- Concentración de la cargade fondo

- Longitud de la carga defondo

- Concentración de la cargade columna

- Longitud de retacado

B = 24 O

qr = 990 02

Ir - 0,3 L

qe = 0,4 qrT = 12 O.

El valor de la piedra debe cumplir la condición si-

guiente «B S; 0,5 L - 0,2 m", que supone que envoladuras de pequeña profundidad debe reducirse la

piedra.

../ ..

b..8

i ¡ ~".~

-.-/

.8 .. .. .6 .. .6 8.

-.-/ .0 .3 .2

.0 .3 .2

-.-/ ! .6 .5 .4 .3 .2 ' 1 2. 3. o' 5. 6. i11

~." .'0 .'0 .i° .'0 .'0 .'0 10 ". jT> " ,~, " - -, - ~"~,, " "-,, " "-,, '" " "~,, " ,,~ "" -11-

J

J

if

: \,1\.

J

~Iií

J Figura 22.24. Voladura con cuele en cuña.

---'

Los barrenos del cuele, e incluso los más próximos

del contracuele, deben dispararse con detonadores de

microrretardo y el resto con aetonadores de retardo.

Los esquemas de perforación para las zonas de des-

troza, zapateras y contorno se calculan de la forma

indicada para los cueles de barrenos paralelos.

B. Cuele en abanico

Este tipo de cuele se empleó bastante hace años,

pero también ha caído en desuso por su complejidad

en la perforación.

Los esquemas y cargas de los barrenos del cuele se

calculan con las mismas expresiones dadas para el

cuele en «V",

11

~

, \ \ \" ',\ \ \" ,\ \ \,\ \

"""" ", \ \ \

~

"""",", \ \\ j

""'~~~\1"i~.~

ITí

Figura 22.25. Cuele en abanico horizontal.

Los barrenos del contracuele se dimensionan con

las siguientes expresiones.:- Pied ra B = 23 O

(debe cumplir B < L - 0,4)

- Altura del cuele

- Concentración de la carga

de fondo (O en m)

- Longitud de la carga defondo

- Concentración de la cargade columna

He = 42 O

qr = 990 02

Ir = 0,3 L

qe = 0,4 q¡

Las secuencias de encendido del cuele y contra-cuele se recomienda que se realicen con detonadoresde microrretardo.

Los abanicos pueden ser horizontales, como el an-

terior', o pinchados hacia arriba o hacia abajo.

riIi

,~,,",.

~.:, ~o

1

~

.¡; ,5 ,5.6

! 3~0 3 3~03,8m. 1 ~ ~ H ,

U

,- .¡; ~2 ~2 ~2 .5

,f ,¡J 'M ,~ ,~ e. ,;.7 ~O Mo ~o .7,~.9 .6!! :¡ ii .¡; 9.~, "" l' ~".' -" .10 .9 U.e u e.U .9 10.~

1,,""."-'1- -"o _11., ., IIC ll-' _ 11."."-110' -oH, ,,- n . ="'1",2m

Figura 22.26. Voladura con cuele en abanico al piso.

319



C. Cueles instantáneos

Una de las variaciones del cuele en «V"consiste en

perforar un haz de barrenos más cerrado e iniciartodas las cargas simultáneamente. Se pueden lograravances del orden del 80%del ancho del túnel.

Un inconveniente de estos cueles estriba en la gran

proyección del escombro que hace que éste quededisperso a una distancia considerable del frente deltúnel.

Entre las variantes que existen cabe destacar elcuele piramidal con una o dos secciones.

o

lIII

I ~ 4

~ ~- 2,2m J' o,,~'c

Figura 22.27. Voladura con cuele instantáneo piramidal.

4.5. Galerías con capas de carbón

Las voladuras en avance de galerías con capas decarbónenelfrentepuedenser muyvariadas, según lassecciones de excavación, potencias de las capas, in-clinación, disposición en el frente etc., por lo que úni-

camente se indicarán algunas consideraciones gene-rales.

Los esquemas de perforación deben ser paralelos a

la dirección de la estratificación, rompiendo todos losbarrenos cargados hacia el hueco libre creado en lacapa de carbón. Esos cueles o cavidades, también de-

nominadas regaduras, pueden realizarse manual-mente si el carbón es blando, o como es más habitual

disparando unos barrenos sobre el propio carbón conun número de retardo bajo. Fig. 22.28. Este últimoprocedimiento tiene el inconveniente/de mezclar elcarbón con el estéril impidiendo su aprovechamiento,

pero es el que permite unos mayores rendimientos deavance.

En capas con desprendimientos súbitos de grisú, se

recomienda dar algún barreno sin carga para la desga-sificación del carbón.

La legislación española a través de la ITC 10.4-10

establece la clasificación de las labores para las minas

de segunda o tercera categoría, y en aquellos trabajosen los que sea posible la existencia de gases, polvos u

otras sustancias explosivas o inflamables según se indi-ca a continuación en la Tabla 22.4.

En la c.itada tabla se especifica el tipo de explosivo, lacantidad máxima por barreno a utilizar, el tipo de deto-

nador y la duración máxima de la voladura.

320

E'"'"

'-

"

,

14 13

.~4,0m

¡----IIIIIIII .

11

.

I E E

I~ ~III[I[

I"

,---If---rr -- T- -rr --111

", I1 11 11 11 lit

11 11 11 11 11:

ir'" 11 11 I1 11:

11

I

ff' 11 11 11:

E 11 11"J 11 11:

;:¡IIII E 11

I

H.. 11 I11

11 ~ 11 ~ 11', 11 I11

11 11 ~ !!o?'~,,~ lit

,o,"'~-f\;

E'"

g¡.

.4 .5T

3,65 m

=7

Eo'"<i"

: 1

C"=-=-=.::r~""T-:O:8o I 2 3

43210 0123. c:.:O--=-====-=-_ -:J C:- -== :OW::W: ::O~"' -:8

Figura 22.28. Voladuras en galerías con capas de carbón.

4.6. Galerías en minas de sales

En los yacimientos sedimentarios de mineralesblandos como las sales, las potasas, etc., las galerías depreparación de los tajos pueden excavarse además decon minadores continuos por perforación y voladura.

.9 .. .9

. .7 . .7 .. . . . .6 5 6 7



LABOR ICLASE

U)'w«1-00::000::0ZWwO::U)WWWO:: JOa:aJW«1-JU)W

U)«Wo0::000::aJz::)W

wf\)

U)

~=>

c:J

U)Wo::WJJ«1-

.. - - -

CONDICIONES

1.a

- Que e l f ren te no cor te carbón .- Quelos barrenosno cortencarbón.- En labores hor izontales o descenden tes la

concent rac ión en grisú en el frente y en losúl timos 100 m será infer ior a 0 ,5 %.

- Si la vent ilac ión se rea liza con ai re de o tras la-

labores, que contenga grisú, la concentración

máxima puede l legar hasta el1 %.- Ene l caso de labores ascendentes la concen-

tración máxima, en cualquier caso, nunca po-drá superar el 0,5 %.

- Que en los úl timos 30 m no exista acumulac ión

de carbón o polvo, ni tal leres de arranque, ogalerías de transporte de carbón.- Que en los últimos 30 m la sugerficie de las ca-

pas de carbón descubierta sea'inferior al1 O%de lasuper ficie to ta l de la labor en ese t ramo,y que la úl tima capa cor tada, esté como míni -mo a 3 m.

EXPLOSIVO

zQO«t::::2:

::¡

zU)

Seguridad, 9

Seguridad, 9 bis

Seguridad, 12

Seguridad,9Seguridad,9 bisSeguridad, 12

Seguridad, 9Seguridad, 9 bis

Seguridad, 12Seguridad, 20 SR

Seguridad, 18 SR

Seguridad, 30 SR

Segu. idad, 20 SRSeguridad, 18 SRSeguridad, 30 SR

Seguridad, 20 SR

Seguridad, 18 SRSeguridad, 30 SR

TABLA 22.4

CANTIDADMAXIMAEN

GRAMOS/BARRENO

zO

O«t::::2:

::¡

zU)

2.000

1.000

500

2.000

2.500

2.000

2.500

1.500

2.000

DETONADOR

RETARDO

O

MICRORRET ARDO

RETARDOO

MICRORRET ARDO

MICRORRETARDOSMáximo:

7 n." de.20 msó 5 n." de30ms

MICRORRETARDOSMáximo:7 n." de 20 ms5 n." de 30 msRETARDOS

MICRORRETARDOS

MICRORRETARDOS

MICRORRETARDOS

MICRORRETARDOSMáximo:

7 n." de 20 ms 5 n.O'de 20ms

Res is tenc ia aprox imada de la pega: 2 ohmios por cada detonador , más 10ohmios por l a l í nea. ITC Pub li cada en B.O.E . del 11-11 -1986.

2.a

- Que e l f ren te no cor te carbón .

- Queel númerode barrenosquecortecarbónsea inferior al quinto del total.

- Laboresmixta de carbóny rocaen las que lasuperficie total del carbón al descubierto noexceda de l1 O% de la super ficie total , o aqué-

l las en que el número de barrenos que hayancortado carbón sea inferior al quinto del total.

- Labores de carbón y roca, en las que la super-f icie total del carbón aldescubierto exceda del

10 % de lasuperf icie total.Que el número de barrenos que hayan cortadocarbón exceda del quinto del total.

3.a

4.a- Labores sobre capa, recorridas por lacorr iente

general de ventilación.

5.a- Labores sobre capa, no recorridos por la corrien-te general de ventilación.

6.a- Arranque de macizos de carbón en encerrado.

- .

DURACION

MAXIMADE

LA VOLADURA

5s

125 ms

125 ms

5s500 ms

500 ms

500 ms

125 ms

125ms

.. . ..

OBSERVACIONES

No pueden cargarsebarrenos que hayancortado carbón

Con velocidad de

aire V?:.0,5 mis

Con velocidad de

aireV?:.0,5 mis



La perforación se realiza generalmente con jumbos

capaces de abrir barrenos de cuele de hasta 420 mm de

diámetro y 7 m de profundidad. Fig. 22.29. El resto delos barrenos de 37 y 42 mm de diámetro, generalmente,

se perforan paralelos al eje del túnel y con la misma

profundidad que los de cuele. La carga de explosivodebe mecanizarse, pues de lo contrario resulta muylaboriosa debido a la gran longitud de los barrenos.

~OOm Iu, COI""""~, ,- -1 ""i' ""d ,- ""

r

' 9 .7 .5 .4 .5 .7 9 f:

TIf--O,75-+- 0,75-+-0.50+--ü.50 2 ~\j ,o .3 I o 1.3 IT\fa 6 ... 6 afi

I

~..8

..;2 o o 2 !\

.. .. ~

u

'~

a 6 6 a IT. . . .-I o I I.3 . . ..3 Ii

2 D. ~G

.9 .7 .5 .4 .5 .7 9 IT'" " 11 ,I-II-"l' ""'" , ""1"'""'" """",,\""""1=11=11=11"'\=11=\'

Figura 22.29. Esquema de perforación con cuele cilíndricoconstituido por dos barrenos de gran diámetro.

Si el método de explotación es el de cámaras y pila-

res, la apertura de las cámaras puede realizarse con

una galería central y destrozas laterales para ensan-chamiento. Toda la perforación se efectúa horizontal

como se indica en la Fig. 22.30.

IIIIIIIIII

IIIIII

IIII

II

IIIIII

! I

T lt1111111

~~ -1 ~lIo

1Figura 22.30. Secuencia de avance para explotación por

cámaras y pilares.

322

5. OPTIMIZACION DEL DIAMETRO DE LOS '-

BARRENOS

El empleo de cartuchos de gran diámetro en el avan- ~

ce de túneles y galerías presenta las siguientes venta-jas:

',-- Reducción del número de barrenos.- Aumento del espaciamiento entre barrenos como

resultado de una mayor dimensión de la piedra.

- Ahorro de tiempo durante la perforación, carga y '--retacado de los barrenos.- Disminución de los costes de excavación.

Con la tecnología actual existe una cierta dependen- '--cia entre el diámetro de los barrenos y la sección de laexcavación. En la Fig. 22.31 se puede ver como, en tér- '--

EÉ. 50CI)O

Io::>ti: 40<!oCI)O...J 30woOa:1-w~<!(5

',-

,~

'--

'--

20o 10 20 30 40SECCION DE LA EXCAVACION (m2) '--

Figura 22.31. Diámetros de los cartuchos aconsejados enfunción de la sección de la excavación.

'-

'-

;R O

"--

I I 'I I II I II I II I II I II I II I II I II I II

II

'-

"-

"-

'-

'-

Figura 22.32. Reducción estimada del número de barrenosal usar diámetros de cartuchos mayores. '-

"

.... . . . . . . ..S.. . . . . . . .... . .



./

minos de diámetro de los cartuchos, por debajo de 10

m2de sección se utilizan cargas de 30 mm, entre 10 Y./ 20 m2 cartuchos de 30 o 35 mm, en excavaciones de

más de 20 m2 los de 40 mm y por encima de 40 m2,

generalmente en pozos, cartuchos de 50 mm.

Como puede deducirse fácilmente, un incremento en

el diámetro de las cargas de explosivo lleva aparejado

una reducción del número de barrenos necesarios, utili-

zándose en ocasiones la siguiente regla práctica: cada

./ milímetro de aumento de los cartuchos de explosivoequivale a una reducción del 3% del número de barre-

no. En la Fig. 22.32 se ilustra gráficamente este hecho.

Por otro lado, las cargas de mayor calibre trabajan

con dimensiones de la piedra más grandes. En la Fig.

22.33 se muestra esta dependencia para diámetros de

./ cartuchos de explosivos gelatinosos entre 20 y 60 mm yrocas de distintos tipos, con resistencias a la compre-

sión entre 50 y 200 MPa. La relación que existe entreambas variables es lineal.

./

./

./

ti!Q..

~z 200oü5wg: 150::¡;oo4: 1004: 80<3

¡¡¡ 50~enü5

~ 00 0,5 1,0

./

./

./

Figura 22.33. Valores de la piedra aconsejados para diferen-

tes rocas y diámetros de los cartuchos de explosivo.

En barrenos de gran diámetro es suficiente normal-

mente cargarlos con explosivo en un tercio de su longi-tud. El explosivo actúa como una carga concentrada

capaz de fragmentar y proyectar la roca situada entrebarrenos.

Una de las ventajas principales derivada del empleode cartuchos de mayor calibre es la importante reduc-

ción en los tiempo de perforación, carga de los barrenosy retacado, como consecuencia del menor número de

taladros. En la excavación de túneles y galerías el aho-rro de tiempo depende muy estrechamente del avance

por peg~, pudiendo llegar a ser del 50% cuando estosavances llegan a los 3,5 m, y se usan cartuchos de gran

diámetro, Fig. 22.34.

-.~ ,. .....'" ~-"';,-

Figura 22.35. Sistema de proyección de esquemas de perfo;ración en labores subterráneas.

2,5 3,0 3,5

AVANCE POR PEGA (m)

Figura 22.34. Reducción de los tiempos de perforación y vola-dura en función del avance de las pegas con cartuchos de

gran calibre.

Finalmente, todas las ventajas técnicas anteriores setraducen en unos menores costes cuando se usan

barrenos de mayor diámetro, como consecuencia de:

- Menor longitud de barreno perforada.- Menor número de detonadores necesario.

- Menores cargas.

- Menor coste de la mano de obra destinada a perfo-ración y voladura.

6. EQUIPOS PARA EL REPLANTEO DE ESQUE-

MAS DE PERFORACION

Entre los equipos auxiliares de apoyo al replanteo de

los emboquilles de los barrenos en labores subterráne-

as, están disponibles los proyectores de esquemas de

perforación. Estas unidades van alimentadas por bate-

ría, pudiéndose colocar sobre un trípode, sobre el pro-

pio terreno o sobre un vehículo. Una vez marcada ladirección del túnel o galería, se procederá a señalar dos

puntos de referencia en el frente y a continuación a pro-

yectar el esquema de barrenos de la pega. La imagen

obtenida se enfoca y, a continuación, sobre ella se pro-

cede a señalar con pintura los puntos de emboquille de

los barrenos.

323

60

;g

ZO 50(3O:JO

40

30

20

10

00 v 2,0



BIBLlOGRAFIA

- BERTA, G.: «L'Explosivo Strumento Di Lavoro».ltalexplo-siv, 1985.

- CIL.: «Manuel des Explosifs». Montreal, 1971.- DU PONT: «Blaster Handbook», 16th edition, 1980.- EXSA: «Manual Práctico de Voladura». Perú, 1986.

- GREGORY: «Explosives for North American Engineers».Trans Tech Publications, 1983.

- GODOY, S. G., and VIERA,M.D.: «Computerized Model forDesign Optimization of Blasting Patterns in Tunnels».Tunnelling'82,1982.

- GUSTAFSSON, R.: «Swedish Blasting Technique». SPI,1973.

- HAGAN, T. N.: «Larger Diameter Blastholes - A ProposedMeans of Increasing Advance Rates». Fourth AustralianTunnelling Conference Melbourne, 1981.

- HERRMANN, K.: «Precis de Forage des Roches». Dunod,1971.

- HEMPFILL, G. B.: «Blasting Operations», MacGraw-Hill,1981.

.- HOLMBERG, R.: «Charge Calculations for Tunneling».Underground Mining Methods Hanbook. AIME, 1982.

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

.."

324

"-

- LARSSON,B., and CLARK,D. A.: «Cost Savings and Im- "-

proved Stability Through Optimized Rock Blasting». VME-Nitro Consult, 1982.

- LOPEZ JIMENO, C.: «Cálculo y Diseño de Voladuras enTúneles con Microordenador - Programa DISVOLTUN». '

I Seminario de Ingeniería de Arranque con Explosivos en

Proyectos Subterráneos. Fundación Gómez-Pardo, marzo1986.

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

- PRINZ, J.: «Perspectives d'Avenir du Creusement a l'Ex-

plosif». Industrie Minerale - Les Techniques. Ao'ut-septem-ber, 1983.

- ROCKSET INT. SALES AB.: «Información Técnica».

- RUSTAN, A., et al.: «Controlled Blasting in Hard IntenseJointed Rock inTunnels». CIMBulletin. December 1985.

- TAMROCK: «Handbook 01Underground Drilling», 1983.

- WILD, H.w.: «Sprengtechnik». Verlag Glukaul, 1984.

- WILD, H.W.: «The Optimal Borehole and Cartridge Diame-ter». Rack Fragmentatian by Blasting. FRAGBLAST'93.Viena. 1993.

Documents

22_Voladuras+tuneles