Manual de Perforación y Voladura: Técnicas Subterráneas

[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
VOLADURAS SUBTERRANEAS
VOLADURAS SUBTERRANEAS
VIBRACIONES EN EL TERRENO
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
233
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CAPITULO XI
11.
VOLADURA EN OBRAS SUBTERRANEAS
11.1.
EXCAVACIÓN MEDIANTE PERFORACIÓN Y VOLADURA
Los métodos de excavación de túneles dependen en primer lugar, y de forma fundamental, del tipo de terreno a
atravesar. De este modo cabe hablar por separado de la excavación de túneles en roca y de la excavación de túneles
en suelos o terrenos blandos.
Los métodos de excavación de túneles en roca son básicamente dos: el de perforación y voladura, mediante la
utilización de explosivos y la excavación mecánica, mediante tuneladoras o topos (TBM), especialmente diseñados
para tal fin y las máquinas de ataque puntual, rozadoras o martillos de impacto.
El método de perforación y voladura, es el más utilizado para túneles en roca y el único posible cuando la roca es
muy abrasiva, muy resistente o se encuentra en estado masivo. Básicamente consiste en efectuar unos taladros en el
frente de excavación, cargarlos con explosivos y hacerlos detonar. La reacción explosiva genera una energía en
forma de presión de gases y energía de vibración, capaz de quebrantar la estructura de la roca. Las partes o trabajos
elementales de que consta el ciclo de trabajo característico de este sistema son las siguientes:

Replanteo en el frente del esquema de tiro.

Perforación de los taladros.

Carga de los taladros con explosivo (barrenos).

Voladura y ventilación.

Retirada del escombro y saneo del frente, bóveda y hastíales
El esquema de tiro es la disposición en el frente del túnel de los taladros que se van a perforar, la carga de
explosivo que se va a introducir en cada uno y el orden en que se va a hacer detonar cada barreno. En la Figura 6.1
se muestra un esquema de tiro correspondiente al avance de un túnel típico excavado en dos fases. El esquema de
tiro se diseña al principio de la obra en base a la experiencia y a una serie de reglas empíricas recogidas en los
manuales sobre explosivos. Posteriormente, a lo largo de la excavación del túnel, se irá ajustando en función de los
resultados obtenidos en cada voladura. En la Tabla 11.1 se observa una hoja resumen con los datos de una voladura
en un frente de túnel.
Figura 11.1. Esquema de Tiro Típico
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Los esquemas indicados se refieren al avance o primera fase constructiva del túnel. Para las siguientes fases
destroza), existe la posibilidad de perforar el frente, con taladros horizontales, o en banco y con taladros verticales, del
mismo modo que en las voladuras en banco en el exterior. (Figura 6.2).
DETALLE DEL CUELE DATOS DE LOS DETONADORES
TIPO :
MlCRO RETARDOS DE A. I
MlCRO INSTANTE DE INTERVALO
1 RETARDOS 1 DETONACIÓN /
ENTRE DOS SUCESIVOS 1
TIPO DE CARGA
N" DE CARGA Y , L = 4 . 2 - 4 -TALADRO -(kg)
TALADROS TOTA L
-(kg)
CUELE
2,9A 10 29.4
VACIO
2
DESTROZA
4,2 38 1595
ZAPATERA
4,2 15 63
TOTAL CARGA EXPLOSIVA
- (kg) m
1 DATOS DE TALADROS, CARGA Y EXCAVACION
1 AREA EXCAVADA
47.5 m
LONG TOTAL PERFORADA
436.8 m /
TALADROS CARGADOS
50.8 mm
AVANCE CONSEGUIDO
4,2 m
VOLUMEN EXCAVADO
199,5 m
TALADROS \/ACIOS
89 nim
DENSIDAD DE TALADROS
2,19 m /m
CARGA MAX DETONADOR
25,2 C,g
LONG PERFORACION
4.2 m
DENSIDAD DE CARGA
1.42 kg/m3
Tabla 11.1 Hoja Resumen datos del patrón de carga en voladura de una sección de túnel
Para seleccionar la mejor alternativa o solución es necesario proceder sistemáticamente; primero un estudio
previo, que permita recomendar una solución (a veces varias) y el año óptimo de su puesta en servicio. Luego viene
la etapa de anteproyecto de la o las soluciones recomendadas y por último el proyecto de la obra completa. A
continuación se indican las fases que se deben considerar al construir un túnel:
-
El objetivo de la obra subterránea
-
La geometría del Proyecto: trazado y sección tipo
-
La geología y geotecnia del macizo
-
El sistema Constructivo
-
La estructura resistente: el Cálculo
-
Las instalaciones para la explotación
La voladura de la destroza con barrenos horizontales, tiene la ventaja de que se utiliza la misma maquinaria y
sistemática de trabajo que para la fase de avance y además, puede recortarse con la voladura la forma teórica del
túnel.
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Por otro lado, la voladura en banco es más rápida de llevarse a cabo, con un consumo menor de explosivo, y no
necesita de la retirada del escombro en cada voladura, pero necesita un recorte posterior para conseguir el perfil del
túnel en los hastíales. Los taladros deben de tener una longitud un 5-10 % superior a la distancia que se quiera
avanzar con la pega, llamada longitud de avance, ya que siempre se producen pérdidas que impiden aprovechar al
máximo la longitud de los taladros. Las longitudes de avance típicas están comprendidas entre 1 y 4 metros y se fijan
en función de la calidad de la roca: cuanto mejor es la calidad del terreno, mayores serán los avances posibles. Con
una roca de calidad media-buena es habitual perforar taladros de 3 a 3,50 metros para avanzar entre 2,80 y 3,20
metros en cada voladura.
Los gráficos de la figura 11.1 y figura 11.3, obtenidos de la
experiencia en la excavación de un gran número de túneles,
permiten estimar aproximadamente el número de taladros y el
consumo de explosivos necesarios en función de la sección de
excavación, la longitud de avance y la calidad de la roca. Los
taladros de un esquema de tiro típico se disparan con cierto
desfase (microretardo ó retardo) entre ellos, con objeto de hacer
más efectiva la voladura. En la Figura 5.1 aparece, junto a cada
taladro, un número que indica el orden en que son disparados.
Figura 11.2. Zonas de Voladura en Túnel
En función de dicho orden se distinguen cuatro zonas dentro de un esquema de tiro, y cada una tiene un
tratamiento diferente (véase figura 11.2). Para la perforación y voladura, la sección teórica del túnel se divide en
zonas, en las que las exigencias, tanto de densidad de perforación, como de carga específica de explosivo y
secuencia de encendido son distintas.
Obviamente es de suma importancia que los barrenos sean perforados en los sitios correctos con la inclinación
adecuada. El marcado de los barrenos en la cara de la roca, el emboquillado y la perforación deben ser realizados en
forma exacta.
La diferencia principal entre voladura de túneles y voladura de banco es que la voladura de túneles se realiza
hacia una superficie libre mientras que la voladura de banco se realiza con dos o más superficies libres. Por lo tanto la
roca está mucho más constreñida en el caso de túneles y se debe crear una segunda cara libre hacia donde pueda
romper la roca. Esta segunda cara se produce por medio de un cuele que puede ser de barreno paralelo, cuele en V,
cuele en abanico u otros métodos de abertura.
Después de realizado el cuele se puede iniciar el destrozo hacia el mismo. El destrozo puede ser comparado con
una voladura de banco, pero que requiere de una carga específica mayor debido a la desviación mayor de la
perforación, la fragmentación deseada y ausencia de inclinación de barreno.
Una de las clasificaciones mas recientes de los métodos de excavación de rocas bajo tajo o en subterráneo, es la
realizada por Saez de santa María, que establece como factor clave los rendimientos que pueden obtenerse
analizando la excavación de la roca frente a los diferentes sistemas de avance y del sistema que se utilice para la
extracción del escombro resultante en el avance estimado del frente, esta se resume en la tabla siguiente:
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Tabla 11.2 Clasificación de los túneles en función del terreno a excavar
Como se deprende de la figura anterior, los métodos de excavación de túneles dependen en primer lugar, y de
forma fundamental, del tipo de terreno a atravesar. De este modo cabe hablar por separado de la excavación de
túneles en roca y de la excavación de túneles en suelos o terrenos blandos. A modo indicativo se recoge a
continuación las siguientes observaciones en función del tipo de terreno que se pretende excavar:
I.
Suelos sueltos a semicompactos; arenas, gravas, limos, tierra vegetal, arcillas medias con humedad media,
escombros de roca. Se usa maquinaria de media a baja potencia: topos frontales, excavadora universal.
II. Suelos compactos a roca blanda; arcillas duras, arcillas esquistosas, margas (roca blanda calizo-arcillosa),
masa de roca altamente fisurada o estratificada, roca blanda y roca fragmentada por el uso de explosivos. Son
terrenos que necesitan disgregación con un escarificador o arado. Se usa maquinaria de media a alta potencia
(superior a los 80 HP).
III. Roca de dureza media; roca caliza, pizarra, conglomerados y rocas medianamente estratificadas, rocas muy
alteradas y minerales blandos. Se usan máquinas de potencia superior a los 140 HP, siempre se necesitará
disgregación mediante explosivos de baja potencia o escarificadores pesados.
IV. Roca dura; rocas calizas duras o silíceas, rocas ígneas y metamórficas y masas de rocas poco alteradas,
cuarcita y minerales de baja densidad. Sólo pueden ser excavadas por máquinas especiales para cada caso, se
usan explosivos de media potencia.
V. Roca muy dura; rocas ígneas no alteradas como granito, diorita, diabasa, rocas metamórficas duras, minerales
densos. Se necesitan máquinas especialmente diseñadas y el uso de explosivos de alta potencia.
La perforación de túneles en terrenos blandos es un tema muy complejo en el que se mezcla la excavación en sí y
el tratamiento del terreno, existiendo un gran número de sistemas de ejecución: escudos, precorte mecánico,
prebóveda de jet-grouting, congelación, incluso sostenimiento con hormigón proyectado de forma similar a los túneles
en roca.
En el caso de los túneles en roca, dada la variabilidad de los distintos factores que intervienen en la mecánica de
rocas, es frecuente abordar su estudio mediante las llamadas clasificaciones geomecánicas, entre las que destaca la
clasificación geomecánica RMR. No obstante, se suele recurrir a la resistencia característica de compresión de la roca
para tener una idea de si un sistema de excavación es aplicable o no, de forma que:
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11.2.

Roca con fck < 100 MPa, se pueden utilizar Rozadoras.

Roca con fck < 250 MPa, permite el uso de Topos

Roca con fck >80 MPa, es válido el uso de la voladura
TIPOS DE ROCAS PRESENTES EN EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS:
Al solicitar un proyecto bien sea minero o de construcciones civiles, como túneles para vías o aliviaderos en
centrales termoeléctricas, la roca juega un factor de primer orden en cuanto al mejor esquema de avance y sección
del túnel, por esta razón es importante conocer los tipos de rocas y su geología en la zona de trabajos, a saber:
1.
Rocas Ígneas: Son las que provienen del Magma Ígneo, que es una masa de roca fundida, formada de
silicatos, gases y vapor de agua, y que se ubica en la zona más externa del manto y en la zona inferior de la
corteza terrestre.

Rocas Extrusivas o Lavas: Si salen a la superficie de la tierra en estado de fusión, y luego se enfrían
rápidamente. Ejemplo: Basalto, Andesita, Obsidiana.

Rocas Intrusivas: Si no alcanzan a llegar a la superficie de la tierra y se quedan en cavernas subterráneas.
Ejemplo: Uranito, Diorita, Diabasa.

Rocas Hipabísales: Son aquellas que se forman en condiciones intermedias entre las intrusivas y las
extructivas.
2. Rocas Sedimentarias.

Sedimentarias Clásicas: (Clasto = partícula). Provienen de rocas desintegradas arrastradas por ríos y
depositadas en capas que son sometidas durante un considerable período de tiempo a elevadas
temperaturas y presiones. Ejemplos: Areniscas, conglomerados, Brechas.

Sedimentarias Químicas: Provienen del transporte de partes duras de organismos marinos mezclados con
arena y arcillas, este transporte es provocado por las corrientes costeras. Ejemplos: Caliza, Dolomita, Sal,
yeso.

Sedimentarias Orgánicas: Están formadas por restos orgánicos. Ejemplos: Carbón, Diatomita.
3. Rocas Metamórficas: Provienen de un largo proceso de reclistarización de otras rocas, que se produce a altas
temperaturas (entre 100 y 600 grados C) y altas presiones (miles de atmósferas), con un aumento de
densidad. Las rocas metamórficas son rocas ígneas o sedimentarias que se han transformado mineralogíca y
estructuralmente por un proceso que se llama Metamorfismo. Clasificación de las rocas metamórficas:

Rocas Foliadas: (Foliación: estructura en láminas por agregación de cristales en capas). La foliación más o
menos plana en la roca, se debe a la Esquistocidad, que es una estructura paralela de origen metamórfico.
Ejemplos: pizarras, con esquistocidad plana perfecta, esquistos, (metamorfismo regional de conglomerados
y areniscas).

Rocas no Foliadas: Al no ser Esquistosas, tienden como uniforme. Ejemplos: granulitas, corneanas, mármol.
Tipos de Metamorfismos:

Metamorfismo de Contacto: Se trata del metamorfismo inducido en las rocas por su cercanía a rocas ígneas
intrusivas. Los cambios son mayores al acercarse al contacto, se habla de Aureola de contacto.

Metamorfismo Regional: Se presenta en áreas extensas (miles de Km.2). Se estima que se debe a
concentraciones periódicas de calor, ubicadas en profundidad, que suministraron la energía para causar este
metamorfismo.
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11.3.
EL PROBLEMA DE LA EXCAVACIÓN EN ROCA
Los medios necesarios para realizar una excavación varían con la naturaleza del terreno, que desde este punto
de vista, se pueden clasificar en:
•Terrenos
- Sueltos
• Rocas
- Blandas
- Flojos
- Duras
- Duros
- Muy Duras
• Suelos
- Sueltos
- Semi-Compactos
- De Transito
• Arenas, gravas, limos, tierra vegetal, arcillas medias con humedad media, escombros de roca
Para poder clasificarlos debidamente se hace necesario realizar pruebas y ensayos de resistencia de la roca a la
compresión y a la tracción, |De esta manera se puede seleccionar la maquinaria mas adecuada con avances de
media a baja potencia: topadores frontales, excavadora universal, etc.
Otro factor de relevante importancia es definir las características y peligros de los distintos tipos de roca a saber:

Caliza: Fácil de excavar; consumo reducido de explosivos y barrenos. Pueden encontrarse cavernas, a veces de
grandes dimensiones, y manantiales de agua importantes. No suelen hallarse gases peligrosos.

Arenisca: Fácil de excavar; consumo de explosivos normalmente menor que en la caliza; mayor consumo de
barrenos. No suele presentar discontinuidades ni se encuentran grandes manantiales de agua.

Pizarras: De excavación fácil; según su naturaleza y de la inclinación de los estratos, suele encontrarse poco
agua, aunque a veces se presentan manantiales importantes cuando la capa freática está sobre la excavación.
Las pizarras pueden ir asociadas al yeso y al carbón; en el caso del segundo, puede existir el metano, gas
explosivo muy peligroso; puede hallarse también el hidrógeno sulfurado, mortal, aunque en pequeñas cantidades.

Rocas graníticas: Generalmente fáciles de excavar; no se necesita entibar y el revestimiento preciso es,
normalmente, pequeño; el consumo medio de los explosivos es más del doble que en la arenisca normal; el de
barrenos, depende de la naturaleza de la roca, que varía entre límites muy amplios; aunque, normalmente, las
condiciones de esta roca son favorables, de vez en cuando pueden encontrarse manantiales de agua con
grandes caudales.

Rocas volcánicas: Las rocas volcánicas son costosas de barrenar y precisan importante consumo de explosivos;
suelen encontrarse estratos de tobas descompuestas que dan lugar a grandes manantiales, como también gases
peligrosos, tóxicos o explosivos.
11.4.
EL COSTO DE LA EXCAVACIÓN EN ROCA:
El coste de la excavación en roca varía ampliamente con sus características, la diferencia de metros lineales de
barreno precisos para excavar un metro cúbico es muy grande , de unos tipos de rocas a otras; puede ser más de el
doble cuando la roca parte mal; como el rendimiento por hora de la perforación también varía ampliamente de 0.5 a 5
m. Lineales, y el consumo de explosivos también es muy distinto, se comprende que la variación del coste de la
excavación en roca pueda oscilar grandemente, según el tipo de roca, e incluso, dentro de la misma clase, entre que
parta bien o mal, característica que depende de el número o situación de los planos de rotura.
Al fijar el precio de una excavación en roca, hay que proceder, por tanto, con la máxima prudencia, y previo un
reconocimiento cuidadoso del terreno.
Excavación con explosivos: Durante muchos años ha sido el método más empleado para excavar túneles en roca
de dureza media o alta, hasta el punto de que se conoció también como Método Convencional de Excavación de
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Avance de Túneles. La excavación se hace en base a explosivos, su uso adecuado, en cuanto a calidad, cantidad y
manejo es muy importante para el éxito de la voladura y seguridad del personal, generalmente se usa en la actualidad
diferentes tipos de emulsiones, antiguamente era regla general emplear dinamita.
11.5.

ZONAS DE VOLADURA DE UN TÚNEL
Cuele:
El cuele es la fase de la voladura fases una superficie libre hacia la que pueda escapar la roca, con lo cual se
posibilita y facilita su arranque. El cuele es sin duda la más importante de todas las fases de la voladura de un
túnel en relación con el avance de la voladura. Las voladuras en túneles y galerías son mucho mas complejas que
las que se llevan a cabo en obras a cielo abierto, debido a que la única superficie libre inicial es el frente de
excavación, los consumos específicos son elevados y el confinamiento de las cargas es alto. Existen distintos
tipos de cuele (Ver Figura 6.3).

Cueles Paralelos y

Cueles en Angulo
.
Figura 11.3. Esquema de Perforación en Túneles o Galerías

Cueles Paralelos:
El cuele más usado por su simplicidad es el cuele paralelo, (Ver Figura 6.1), es el cuele que mas se
emplea en proyectos con perforación mecanizada. Consiste en un taladro vacío (barreno de expansión),
sin explosivos, de mayor diámetro que el resto (75 a 102 mm) y, a su alrededor, tres o cuatro secciones
de taladros cargados que explotan sucesivamente siguiendo una secuencia prestablecida. La misión del
barreno de expansión es la de ofrecer una superficie libre que evite el confinamiento de la roca de modo
que facilite su arranque.
Sub-Zonas de 1 esquema de tiro A :
CUELE C : ZAPATERA / AA : CONTRACUELE 1 1 D : CONTORNO 1
Los diámetros varían entre 100 y 300 milímetros. En ocasiones puede sustituirse por dos taladros
vacíos de diámetro menor (2 x 75mm)

Cueles en Angulo:
Este tipo de cueles han caído en desuso debido a la complejidad y laboriosidad de la perforación y solo
pueden, por su diseño ser utilizados en excavaciones pequeñas.
Los cueles en V y en abanico facilitan la salida de la roca hacia el exterior, pero tienen el inconveniente
de que los taladros forman una cara que se dispara en primer lugar. Su ángulo con respecto al eje del
túnel es paralelo, por lo que su correcta secuencia de detonación se debe hacer según los tiempos
detallados en la Fig. 6.1 a saber: 9 o 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100; todo esto con la finalidad de crear
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una primera abertura o perforación que tiene una mayor dificultad y exige variar el esquema de
perforación para cada longitud de avance. En túneles de secciones de excavación reducidas estos cueles
no permiten grandes avances por voladura.
Si la calidad de la perforación es deficiente, la voladura también lo será, es aquí donde se hace
importante crear un frente libre efectivo mediante los barrenos del cuele, no siempre estos barrenos no se
cargan y cuando se hace y se disparan hacia un barreno de expansión, la buena fragmentación y
desplazamiento inicial de la roca son dificultados por las siguientes razones:

La roca circundante al barreno de expansión se encuentra, en una primera aproximación, en su
estado original ya que presenta muy pocas grietas producidas por las voladuras anteriores.

El barreno de expansión, siempre que tenga un diámetro inferior a los 200mm, proporciona un
frente libre que tiene, por un lado, un área muy restringida, y por el otro, una forma desfavorable.
Debido a la geometría convexa del barreno de expansión, la efectividad del frente libre recae
rápidamente con la distancia desde los barrenos cargados a los puntos de la superficie del barreno de
expansión, tal como se puede observar en la Figura 6.4. La variación del mayor ángulo de cráter posible
(θ) con la dimensión del retiro muestra que ángulos menores de (θ) se producen cuando las distancias
son mayores que :
D´ 
   D 
  
 cos ec    1   cos ec    1 …(1)
¨2 
 2   ¨2 
2 
Donde:
D = Diametro del Barreno Cargado
Figura 11.4. Angulo del Cráter θ Producido
por un Barreno del Cuele Cargado Frente al
Barreno de Expansión.
Por estas razones, las dimensiones del retiro son muy inferiores a las que se utilizan con cargas
cilíndricas idénticas que se disponen contra un frente libre plano paralelo a ellas.
Así por ejemplo para un barreno de expansión de 200mm, el mayor ángulo de cráter posible para un
barreno cargado de 400mm es tan solo de 30°, cuando la dimensión del retiro se hace de 190mm. Esto
nos da una importante información puesto que no es en vano que la mayor parte de los barrenos del cuele
que se disparan se encuentran a menos de 200mm de los barrenos vacíos.
También de gran importancia es la elección del mejor lugar para el cuele, esta debe estar debe evitar
cualquier superficie inclinada provocada por una fractura en el frente o por cualquier mala rotura de la
roca en la voladura anterior. Como es posible deducir, el efecto de las desviaciones de los barrenos sobre
el avance de las pegas se reduce aumentado tanto el número como el diámetro de los barrenos de
expansión, y su profundidad es igual a la de los barrenos del resto de la malla, aun así se ha determinado
ventajas si estos son de 15 a 30 cm mas profundos, esto se puede explicar ya que la superficie de avance
de la voladura contaría entonces con un área mayor de avance eliminando la posibilidad de dejar frentes
irregulares en la cara de la siguiente voladura.
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En cuanto a la ejecución de estos barrenos, se perforan con un taladro mas de la voladura y
posteriormente se agranda mediante una broca de escariado y un adaptador piloto reperforándolos a
partir del barreno anterior. Por orden de importancia se exponen los diferentes tipos de cueles

Cueles Cilíndricos:
Los cueles con grandes barrenos de expansión presentan frente a los cueles quemados diversas
ventajas:

Son adecuados para perforar con Jumbos.

Es posible emplearlos en voladuras largas.

La longitud de la voladura no depende en un principio, de la sección del túnel.

Se consiguen buenos avances.

El extendido y dispersión del escombro es menor que con los cueles en V, esto se traduce en un
menor tiempo de carga y hace posible el saneo colocándose sobre la pila del material.

La fragmentación es buena. La roca que cada barreno arranca es lanzada a la pared opuesta del
frente efectivo abierto por el cuele, aumentándose así la rotura de la roca.
Los grandes barrenos de expansión del cuele presuponen
que la roca, que es volada en cada intervalo de detonación,
tiene suficiente volumen para la expansión, al menos el
80% mas, para asegurar una buena expulsión del
escombro. Para esto se requiere una perforación precisa y
V1 x 1,8 < (V1 + V2)
una secuencia de encendido correcta.
La distancia entre el taladro de expansión y los cargados
mas próximos no debe exceder de 1,7D2, siendo D2, el
(2)
Figura 11.5. Requerimiento del Volumen
de Expansión
diámetro del barreno vació, con el fin de conseguir una buena fragmentación y una salida satisfactoria de
la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963).
Las condiciones de fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo, características de
la roca y distancia entre el barrenos cargado y el vació. Para distancias mayores a 2D 2, el ángulo de
rotura es demasiado pequeño y se produce una deformación plástica de la roca entre los dos barrenos,
incluso si la distancia es menos a D2, pero la concentración de carga es muy elevada, se producirá la
sinterización de la roca fragmentada y el fallo del cuele, por eso se recomienda hacer los cálculos de esta
distancia sobre la base de a = 1,5D2. Pero si se considera el error de desviación, superior al 1%, “a” se
calcula según la formula:
a  1,72  Ep  1,72    L  e´
(3)
Donde:
A = Distancia entre barrenos vacíos (D2), y barrenos
Ep = Error de Perforación (mm)
cargados (D1) (mm)
L = Profundidad de los barrenos (m)
α = Desviación Angular (m/m)
e´ = Error de Emboquille (m)
Un procedimiento de calculo similar es el desarrollado por Johannessen, D, 1995, en Noruega, en la
que se consideran dos diámetros de barrenos cargados y tres diámetros distintos de los taladros de
expansión, a saber en la Tabla 11.3
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DIAMETRO DEL
BARRENO
CARGADO (mm)
45
DIAMETRO DEL
TALADRO DE
EXPANSIÓN D2 (mm)
78
102
127
78
102
127
64
DISTANCA
(a)
1,5 – 2,0 D2
2,0 – 2,5 D2
Tabla 11.3. Distancia entre los Barrenos Cargados y los Taladros de Expansión
Una
vez se han disparado los primeros
barrenos se dispone de un frente libre efectivo
de anchura A hacia el que se disparan las
cargas restantes. El valos del Retiro se puede
calcular en este sector empleando el abaco de la
Figura 11.6
De una forma analítica el calculo puede hacerse
de acuerdo al método propuesto por Persson,
P.A. et. al (1994), para los cueles de cuatro
secciones. Considerando que existen ya unos
Figura 11.6. Calculo del Retiro a partir de la anchura
huecos rectangulares de anchura Ah y que se
abierta.
conocen las concentraciones lineales de carga qi, el valor del retiro se calcula a partir de la formula:
B  8,8 10 2
Ah  qi  RWSANFO
D1 c
(4)
Al existir error en la perforación, ocurriendo una desviación de los barrenos, la ecuación debe satisfacer
el valor del retiro final, además la presencia de la deformación plástica de la roca influye sobre la
concentración lineal de carga, la cual se puede obtener de la formula:
qi 
540 D1 c  Ah
RWSANFO
(5)
Si la restricción de la deformación plástica no es satisfactoria, es mejor normalmente elegir un explosivo
de menor potencia, con el fin último de optimizar la fragmentación. Igualmente el ángulo de apertura debe
ser menor a 1,6 radianes (90°), pues sino el cuele pierde su carácter de cuele de cuatro secciones,
expresado según:
B2 > 0,5Ah;
Gustafsson (1973), sugiere que
Las longitudes del retacado se calculan con la formula:
B2  0,70B
T  101
(6)
(7)
Carga de los Barrenos más próximos al Barreno de Expansión:
Los barrenos mas próximos al taladro de expansión deben ser cargados con explosivo, tomando todas
las consideraciones del caso ya que una concentración de carga baja puede no llegar a provocar la rotura
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243
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VOLADURA DE ROCAS]
de la roca, mientras que una carga excesiva puede dar lugar a un lanzamiento muy energético de la roca
fragmentada cabía el lado opuesto del taladro de expansión a tal velocidad que esta se recompacta y no
se expulsa a través del hueco del taladro vació, siendo en estos casos el avance reducido.
Langefors y Kihltröm (1963), comprobaron que
para diámetros de barrenos de 32mm, la
concentración lineal de carga, qi, se podía
D2 
 a 

qi  
1,5   a 

2 
 D2 

(8)
determinar con la formula:
Persson
P.A.
et.
al
(1994),
propuso
considerando la roca a volar, el explosivo
empleado y otros diámetros de barreno, la
siguiente expresión:
 a   D2   c 
qi  55D1  1,5   a 
     RWSANFO
2   0.4 
 D2  
…(9)
Donde:
qi = Concentración lineal de carga (kg/m)
D1 = Diámetro de perforación (m)
a = Distancia entre barrenos (m)
D2 = Diámetro barreno de expansión (m)
c = Constante de la roca
RWS = Potencia Relativa en Peso (PRP) del explosivo
Localización del Cuele en la Sección del Túnel de Avance:
La localización del cuele tiene influencia directa sobre la fragmentación, el consumo de explosivos, la
forma y el esponjamiento del escombro.
Si el cuele es situado en la parte superior de la sección del túnel (Ver Figura 11.7), aumentara el
desplazamiento del escombro, la fragmentación mejorara, pero el consumo de explosivo aumentara. Si el
cuele se coloca en la parte inferior, dará lugar a una pobre fragmentación y a un menor consumo de
explosivos, la pila de escombros estará bien recogida, pero resultara difícil cargarla ya que la roca estará
aplastada y compactada. (Ver Figura 11.8)
Figura 11.7. Cuele en la Parte Superior
Figura 11.8. Cuele en la Parte Inferior
Normalmente los cueles se colocan en una posición simétrica de la sección próxima al eje vertical del
túnel, en algunos casos se coloca hacia alguno de los hastíales, ya que los Jumbos suelen tener sectores
blindados donde no es posible efectuar perforaciones paralelas a la dirección del túnel. El cuele puede ser
también colocado simétricamente, para reducir el numero de barrenos y para evitar emboquillar (errar en
la colocación de la torre en la marca donde se efectuara la perforación); en los topes de las cueles de la
voladura anterior.
Avance de la Pega:
Entiéndase por pega, el área de avance estimado en la voladura por las perforaciones a ejecutar en una
sección del túnel, previo diseño, comparado a la longitud de los barrenos. Esta presenta limitantes tanto
en el diámetro de la perforación del barreno de expansión como en la desviación de los barrenos
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244
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cargados, siempre que esta ultima se mantenga por debajo del 2%, los avances medios X pueden llegar
al 95% de la profundidad de los barrenos L, a saber:
X  0,95L
(10)
La profundidad de los barrenos se puede estimar por:
L  0,15  34,1 2   2 
2
(11)
Siempre que se cumpla la relación: 0,05 ≤ D2 ≤ 0,25 (m)
Si los avances son menores al 95%, la excavación resultara económicamente costosa. Si se emplean
varios cueles de varios taladros vacíos (NB) de diámetros menores al caso donde se emplea un solo
cuele vació, la ecuación anterior no varia, siendo esta; donde Ø2´ es el diámetro de los barrenos vacíos.
2  2
¨
NB
(12)
Como puede verse en la Figura 5.9, existe una relación muy estrecha entre los avances de las pegas y el
diámetro de los barrenos
de expansión, a mayores
diámetros
de
estos
pueden ser perforadas
pegas
mas
largas
y
pueden ser conseguidos
mayores avances.
11.5.1.
Figura 11.9. Profundidad de una Pega perforada en un Túnel y Avance
Conseguido con Disparo
DISEÑO DE LA ZONA DEL CUELE
El esquema de perforación en túneles de servicio, o de producción esta directamente relacionado con la
creación de una cara libre que por efecto de la detonación del explosivo alojado en los barrenos que forman
el área alrededor del cuele vació. Se han diseñado una serie de dentro de los que podemos mencionar los
más comunes:
1.
Cuele Doble

Ejemplo Practico, para el calculo de un cuele doble:
Se quiere excavar un túnel en roca de mala volabilidad, considerando los siguientes parámetros:
- Sección del Túnel:
30m2
- Diámetro de Barrenos:
45mm ( 1 ¾ in)
- Longitud de la Perforación:
4,30 mt
- Diámetro de Barreno de Expansión:
127mm ( 5 in)
A)
Cálculo del Cuele:
1.1.- Calculo del Área y № de Barrenos de Expansión.
De la Tabla 11.3 (Se obtiene el valor de "a", tomando D2 y Øb)
Donde
a1 = a2 = 1,75 x 127 mm = 220 mm
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Area a volar:
a = 2 x [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a – (2/2) x [ Π x (ØD2)2 ÷ 4 ] – (2/2) x [ Π x (Øb)2 ÷ 4 ]
a = 2 x [(127 + 45) ÷ 2] x 220 – (2/2) x [3,1415 x (127)2 ÷ 4] – (2/2) x [3,1415 x (45)2 ÷ 4]
a = 37840 – 12667 – 1590 = 23,6 x 103 mm2
Área Necesaria (80% Expansión)
an = 80% x A
an = 1,80 x 23,6 x 103 = 42,5 x 103 mm2
Area Disponible:
ad = 2 x [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a + (2/2) x [ Π x (ØD2)2 ÷ 4 ]
ad = 2 x [(127 + 45) ÷ 2] x 220 + (2/2) x [3,1415 x (127)2 ÷ 4]
ad = 37840 + 12667= 50,5 x 103 mm2
1.2.- Distancia entre Abertura y los Siguientes Barrenos:
a3 = a4 = 1,75 x 127 mm = 220 mm
Control de Expansión:
ac = [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a – (1/2) x [ Π x (ØD2)2 ÷ 4 ] – (1/2) x [ Π x (Øb)2 ÷ 4 ]
ac = [(127 + 45) ÷ 2] x 220 – (1/2) x [3,1415 x (127)2 ÷ 4] – (1/2) x [3,1415 x (45)2 ÷ 4]
ac = 18920 – 6334 – 795 = 11,8 x 103 mm2
Área Necesaria (80% Expansión)
Anc = 80% x A3
Anc = 1,80 x 27,3 x 103 = 49,1 x 103 mm2
Area Disponible:
ad = 2 x [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a + (1/2) x [ Π x (Øb)2 ÷ 4 ]
ad = 2 x [(127 + 45) ÷ 2] x 220 + (1/2) x [3,1415 x (45)2 ÷ 4]
ad = 37840 + 795= 38,6 x 103 mm2
1.3.- Ajuste de a3 con a` = 400mm y a4 con a`` = 350mm, Reduciendo Margen de Seguridad:
Control de Expansión para a3:
Area a volar:
a3 = [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a` – (1/2) x [ Π x (ØD2)2 ÷ 4 ] – (1/2) x [ Π x (Øb)2 ÷ 4 ]
a3 = [(127 + 45) ÷ 2] x 400 – (1/2) x [3,1415 x (127)2 ÷ 4] – (1/2) x [3,1415 x (45)2 ÷ 4]
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a3 = 34400 –6334 – 795 = 27,3 x 103 mm2
Área Necesaria (80% Expansión)
anc3 = 1,80 x 27,3 x 103 = 49,1 x 103 mm2
Area Disponible:
ad3 = [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a + [ (ØD2 + Øb) ÷ 2 ] x a` +(1/2) x [ Π x (Øb)2 ÷ 4 ]
ad3 = [(127 + 45) ÷ 2] x 220 + [(127 + 45) ÷ 2] x 400 +(1/2) x [3,1415 x (45)2 ÷ 4]
ad3 = 18920 + 34400 + 795= 54,1 x 103 mm2
1.4.- Retiro B1, en Función de la Anchura de la Base:
Ancho de Base:
a = a1 + a2 + ØD2 = (220+220+127 )mm = 567mm = 0,57mt
B1 = 0,40mt (Del Ábaco de la Fig. 5.6)
Control de Expansión:
Área a volar:
Av = [ (A ÷ 2) x B1 ] – (1/2) x Ad
Av = [ (570 ÷ 2) x 400 ] – (1/2) x 50,5 x 103 mm2 = 88,8 x 103 mm2
Área Necesaria
Ancv = 80% x Av
Ancv = 1,80 x 88,8 x 103 = 159,8 x 103 mm2
Area Disponible:
Adv = [ (A ÷ 2) x B1 ] + (1/2) x Ad
Adv = [ (570 ÷ 2) x 400 ] + (1/2) x 50,5 x 103 mm2 = 139,3 x 103 mm2
1.5.- Reducción del Retiro B1:
(Reducción del Retiro B1 a 0,30mt)
Control de Expansión:
Área a volar:
Avr = [ (A ÷ 2) x B1r ] + (1/2) x Ad
Avr = [ (570 ÷ 2) x 300 ] + (1/2) x 50,5 x 103 mm2 = 60,3 x 103 mm2
Área Necesaria
Ancvr = 80% x Avr
Ancvr = 1,80 x 60,3 x 103 = 108,5 x 103 mm2
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Area Disponible:
Advr = [ (A ÷ 2) x B1 ] - (1/2) x Ad
Advr = [ (570 ÷ 2) x 300 ] - (1/2) x 50,5 x 103 mm2 = 110,8 x 103 mm2
1.6.- Retiro B2, en Función de la Anchura de la Base:
Ancho de Base:
A = a1 + a2 + a3 + a4 + Øb = (220+220+ 400 + 350 +45 )mm =
1235mm = 1,2mt
B2 = 0,70mt (Del Ábaco de la Fig. 5.6)
Control de Expansión:
Área a volar:
Av2 = [ (A ÷ 2) x B2 ] – (1/2) x [A x (ØD2 + Øb) ÷ 2 ]
Av2 = [ (1235 ÷ 2) x 700 ] – (1/2) x [1235 x (127 + 45) ÷ 2 ] mm2 =
Av2 =380,0 x 103 mm2
Área Necesaria
Ancv2 = 80% x A v2
Ancv2 = 1,80 x 380,0 x 103 = 684,0 x 103 mm2
Area Disponible:
Adv2 = [ (A2 ÷ 2) + B2 ] x [ (A1 x [B2 –B1]÷ 2) ] x ([B2 –B1] + B1) –
2 x ([ØD2 ÷ 2]2 ÷ 2) + 2 x [ Π x (Øb)2 ÷ (4 x 4) ]
Adv2 = [ (1235 ÷ 2) + 700 ] x [ (570 x [700 –400]÷ 2) ] x ([700 –400] + 400) –
2 x ([127 ÷ 2]2 ÷ 2) + 2 x [ Π x (45)2 ÷ (4 x 4) ] = 580 x 103 mm2
1.7.- Reducción del Retiro B2:
(Reducción del Retiro B2 a 0,45mt)
Control de Expansión:
Área a volar:
Av2r = [ (A2 ÷ 2) x B2r ] - (1/2) x [ (A2 x (ØD2 + Øb) ÷ 2]
Av2r = [ (1235 ÷ 2) x 450 ] - (1/2) [ (1235 x (127 + 45) ÷ 2] x 103 mm2 =
Av2r = 225,0 x 103 mm2
Área Necesaria
Ancv2r = 80% x Av2r
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Ancv2r = 1,80 x 225,0 x 103 = 405,0 x 103 mm2
Área Disponible:
Advr = [ (A ÷ 2) x B2 ] + 1/2 x [ (A1 x [B2 –B1]÷ 2) ] + [(ØD2 + Øb) ÷ 2] x ([700 –
400] + 400) – 2 x ([ØD2 ÷ 2]2 ÷ 2) + 2 x [ Π x (45)2 ÷ (4 x 4) ]
Advr = [ (570 ÷ 2) x 450 ] - (1/2) x(570 x [700 –400]÷ 2) ] + [(127 + 45) ÷ 2] x ([700
–400] + 400) – 2 x ([127 ÷ 2]2 ÷ 2) + 2 x [ Π x (45)2 ÷ (4 x 4) ] = 425 x 103 mm2
1.8.- Retiro B3, en Función de la Anchura de la Base:
Ancho de Base:
A = √ (a4 + a1)2 + (B2r)2 = √ (350 + 220)2 + (300)2 = 644mm = 0,6mt
B3 = 0,40mt (Del Ábaco de la Fig. 11.6)
1.9.- Retiro B4, B5 y B6, en Función de la Anchura de la Base:
Ancho de Base:
A4 = √ (a3 + a2)2 + (B1r)2 = √ (400 + 220)2 + (450)2 = 770mm = 0,7mt
B4 = 0,50mt (Del Ábaco de la Fig. 11.6)
A5 = √ (a3 + a2)2 + (B1r)2 = √ (400 + 220)2 + (300)2 = 690mm = 0,69mt
B5 = 0,45mt (Del Ábaco de la Fig. 11.6)
A6 = √ (a4 + a1)2 + (B2r)2 = √ (350 + 220)2 + (450)2 = 730mm = 0,73mt
B6 = 0,450mt (Del Ábaco de la Fig. 11.6)
Una vez diseñado el cuele y dimensionadas las cargas explosivas, es conveniente en la práctica,
realizar algunos ensayos sobre un talud o pared rocosa, antes de disparar estos barrenos con el conjunto
de la voladura en el túnel. Esta manera de proceder permite realizar ajustes en el diseño del cuele, al
mismo tiempo se evalúa su efectividad, pues de otra forma los resultados pueden quedar encubiertos en
el todo de la voladura.
2. . Cueles de Cuatro Secciones:
Un método sencillo para el cálculo de los cueles de cuatro secciones, es el siguiente:
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249
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El primer cuadrado de barrenos se localiza a una
distancia a1 del centro del barrenos de expansión a:
a1  1,5 2
(13)
Las distancias o radios desde el centro exacto del
cuele a los barrenos cargados se denominan R, (Ver
Fig. 6.10) por lo que se tendrá entonces que:
R1  a1
(14)
El lado de cada sección o distancia entre barrenos
cargados en cada una de ellas será:
Sc1  a1 2
(15)
Figura 11.10. Cuele de cuatro secciones
En la siguiente tabla 11.4 se resumen los valores de esas variables para una de las cuatro secciones de
este tipo de cuele.
Sección
1
2
3
4
A
1,50Øc
2,12Øc
4,50Øc
9,54Øc
R
1,50Øc
3,18Øc
6,75Øc
14,31Øc
Sc
2,12Øc
4,50Øc
9,54Øc
20,23Øc
T
1,50Øc
1,06Øc
2,25Øc
4,77Øc
Comprobación
SC ≥ √ x
SC ≥ √ x
SC ≥ √ x
SC ≥ √ x
Tabla 11.4. Tabla de cálculos simplificados
En esta tabla (X) representa el avance esperado, que puede estimarse como un 95% de la longitud de
los barrenos perforados.

Ejemplo Practico para el diseño de un cuele de cuatro secciones:
Se quiere excavar un túnel de cuatro secciones con solo un barreno de expansión en roca de buena
volabilidad, considerando los siguientes parámetros:
Sección del Túnel:
25m2
Diámetro de Barrenos ( 1 1/8 in):
28mm
Longitud de la Perforación:
3,80 m
Diámetro de Barreno Expansión ( 5 in):
102mm
Avance de la Pega:
3,60 m
Empleando la tabla 11.3., para el cálculo de las distancias entre barrenos de un cuele de cuatro
secciones, se tienen los siguientes valores:
• Se toma como valor
X = Avance de la pega
• Todos los datos deben
ingresarse en (mm)
• La plantilla se dibuja en
el centro geométrico de la sección del
túnel y posteriormente se
hacen las perforaciones con el Jumbo
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250
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3.
Cuele Coromant:
Consiste en la perforación de dos (02) barrenos
secantes de igual diámetro
(Ver Fig. 6.11), por lo
general son de Ø = 57mm, que constituyen el hueco
libre en forma de ocho (8), para las primeras cargas.
Se utiliza una plantilla de perforación para taladrar los
dos barrenos anteriores y los restantes del cuele, las
distancias reflejadas en la figura 11.11, se utilizan por
regla general
Figura 11.11. Cuele Coromant
4.
Cuele Fagesta
El cuele Fagersta, es un tipo de cuele mixto entre el de cuatro secciones y el de doble espiral, siendo
adecuado su uso en pequeñas galerías donde le empleo de perforadoras manuales es mas útil.
Consiste en perforar un barreno central de 64 a 76 mm de
diámetro y el resto de los barrenos de carga con diámetros
mucho menores (Øb > 40mm), son colocados mediante el
uso de una plantilla (Ver Fig. 11.12).
El empleo de una plantilla de perforación para taladrar los
barrenos de carga es versátil, ya que las distancias de los
barrenos de carga al barreno de expansión, guarda
relación con valores múltiplos, donde:
11.5.2.

a = 100mm
b = 150mm
c = 210mm
d = 250mm
Figura 11.12. Cuele Fagersta
DISEÑO DE LA ZONA DEL CONTRACUELE
Contracuele.
El contracuele es la sección de la perforación hacia donde rompen las cargas de la destroza y el
contorno, esta zona reviste importancia ya que es la zona que libera la cara del cuele y permite el avance del
resto de la voladura.
A su vez es en esta zona donde se comienza a barrenar las perforaciones de carga de la voladura. Al
igual que en las voladuras a cielo abierto, el punto clave del cálculo parte de la determinación del retiro, para
lo cual se deben tomar en cuenta los siguientes parámetros:

Diámetro de la perforación (Øb) en mm: este parámetro es el punto clave, generalmente este es
diseñado en función de la sección del túnel a perforar, de la disponibilidad del equipo y ajustado a lo
establecido en la tabla 11.2.

Grado de confinamiento del explosivo (P) en gr/cm³: Esta definido por la cantidad de carga (gr) por
unidad de volumen (cm³) nominal del barreno, oscilando este entre 15% al 25%, menor que el volumen
teórico, debido a que el volumen del explosivo es siempre comprimido en un porcentaje del mismo,
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251
[MANUAL
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dependiendo del método de carga que se utilice; es por esto que la densidad del explosivo dentro del
barreno es mayor que su densidad de fabrica, siendo modificada su potencia relativa. Como patrón
base en voladuras subterráneas se emplea la Dinamita (Tabla 11.5), hoy día con el empleo de
emulsiones sobre base acuosa se obtienen rendimientos tan eficientes como las obtenidas empleando
dinamitas, pero se eleva el grado de seguridad en las operaciones.
POTENCIA
EXPLOSIVO
RELATIVA
(S)
Dinamita
1
60%
Emulsión
Magnum
1,16
DENSIDAD
(gr/cm³)
GRADO DE
POTENCIA POR
MÉTODO DE
VOLUMEN (PxS)
CARGA
1,15
1,15
Atacado a mano
1,25
1,25
Cargador Neumático
1,33
1,54
Atacado a mano
1,45
1,68
Cargador Neumático
CONFIMNAMIENTO
(P) (gr/cm³)
1,35
1,12 – 1,18
Tabla 11.5. Características de la Dinamita para carga de barrenos
 Potencia Relativa en Peso del Explosivo (RWS): Este parámetro define la capacidad del explosivo para
fragmentar un volumen unitario de roca, esta depende de la composición del explosivo.

Constante de la roca (c): La constante “c” representa el valor mínimo de carga necesario para fracturar
un metro cúbico de roca. Este valor para voladuras subterráneas ha sido determinado en 1,1 a 1,5
kg/m³. Por lo tanto la línea de menor resistencia (Retiro), puede calcularse mediante la formula:
B
Øb PxS
33 1,25c
,
(16),
como dato, se debe asumir que
B
H - 0,40
2
(17)
La relación (S/B), que define la geometría del frente de avance de voladura, se establece como 1,25
11.5.3.

DISEÑO DE LA ZONA DE DESTROZA
Destroza
La destroza es la parte central y más amplia de la voladura, cuya eficacia depende fundamentalmente
del éxito de la zona del cuele y contracuele, que es la zona crítica de la voladura.
El método para el cálculo de los barrenos de destroza es similar al empleado para el calculo de los
barrenos de zapateras, empleando la misma formula que se utiliza en voladuras en obras a Cielo Abierto,
considerando que la altura del banco es igual al avance de la pega, esta formula es:
Donde:
qi  RWSANFO
B  0,9
f  c  ( S / B)
(18)
ĉ = c + 0,05 para B ≥ 1,4m
(19)
DIRECCIÓN DE SALIDA DE LOS
BARRENOS
ĉ = c + 0,07/B para B < 1,4m
(20)
• Hacia arriba y horizontalmente
1,45
1,25
• Hacia abajo
1,20
1,25
S/B = (Suele tomarse igual a 1)
ĉ = Constante de Roca corregida
FACTOR DE
FIJACIÓN f
RELACIÓN
S/B
La concentración de la carga de columna para estos barrenos debe ser igual al 50% de la concentración
de la carga de fondo.
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252
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
Zapateras
La zapatera es la zona de la voladura situada en la base del frente, a ras de suelo. Los taladros
extremos suelen ir un poco abiertos hacia afuera con el objeto de dejar sitio suficiente para la perforación
del siguiente avance. Los barrenos de las zapateras son los que más carga explosiva contienen ya que,
aparte de romper la roca han de levantar ésta hacia arriba. Para evitar repiés, van ligeramente
"pinchados" hacia abajo y son disparados en último lugar. Para el calculo de los barrenos de zapatera se
emplea la formula anterior, solo que se utilizan los valores de:
f = Factor de fijación, generalmente se toma 1,45 para tener en cuenta el efecto gravitacional
y el tiempo de retardo entre barrenos.
S/B = Se considera igual a 1
En los barrenos de zapatera
es notorio considerar el ángulo de realce
(Υ), o inclinación que se precisa para
proporcionar u hueco adecuado a la
perforadora para realizar el emboquille
de la próxima pega. Para un avance de
3,00 metros, un ángulo de 3°, que
equivale a 5 cm/m, es suficiente,
aunque por lógica este va a depender
Figura 11.13. Geometría de los Barrenos de Zapatera
de las características del equipo.
El número de barrernos vendrá dado por:
Donde:
 AT  2 L  senY 
NB  
  2
B

AT = Ancho del Túnel
L = Longitud de Avance de la Perforación
(21)
γ = Angulo máximo de realce de la perforación
El espaciamiento práctico para los barrenos del rincón será:
Sz´ Sz  L  sen
(22)
El retiro práctico Bz, se obtiene a partir de la formula:
Bz  B  L  sen  Ep
(23)
Las longitudes de la carga de fondo (If) y de columna (Ic), deben ser:
lf  1,25  Bz
lc  L  lf  101
(24)
(25)
La concentración de la carga de columna puede reducirse en un 70% de la carga de fondo. Sin
embargo se suele emplear la misma concentración por motivos de tiempo de preparación.
El Retacado se fija, y la condición que debe cumplir el retiro es B ≤ 0,6L; en
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T  101 ,
(26)
253
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
Contorno
Comprende el numero de taladros de la sección de la excavación (mt) en la parte perimetral de la roca
que ofrezca al resto de las secciones antes de la detonación una zona estable, pero de vital importancia.
Los taladros perimetrales o de contorno son importantes pues de ellos dependerá la forma perimetral de
la excavación resultante. Lo ideal es que la forma real del perímetro del túnel sea lo más parecida posible
a la teórica, aunque las irregularidades y discontinuidades de la roca dificultan dicho objetivo.
Existen dos técnicas de efectuar los tiros perimetrales: el recorte y el precorte.
El Recorte: Consiste en perforar un número importante de taladros paralelos al eje del túnel en el
contorno, a la distancia conveniente (entre 45 cm. y 100 cm.) y con una concentración de explosivo
pequeña o incluso nula. En la secuencia de encendido son los últimos barrenos en detonar. La técnica del
recorte es la más ampliamente empleada.
El Precorte: Es perforar un mayor número de taladros perimetrales y paralelos entre sí con distancias
entre 25 - 50 cm., con una concentración de carga explosiva entre 0,1 y 0,3 kg/m. Esta técnica exige una
perforación muy precisa que asegure un buen paralelismo y una homogénea separación de los taladros.
Si la excavación no precisa una voladura de contorno o de recorte, los esquemas se calculan de acuerdo
a la formula empleada para zapateras, con los siguientes valores:
f
Factor de fijación, se toma =
1,2
S/B
Relación Espac/Retiro =
1,25
qc
Carga de columna =
0,50qf
En el caso de tener que realizar voladuras de contorno el espaciamiento entre barrenos se calcula a
partir de la relación:
Sc  k1 ,
(27)
Donde K varía entre 15 y 16. La relación S/B debe ser 0,8. La concentración lineal de carga mínima se
determina en función del diámetro de la perforación. Para barrenos con un diámetro inferior a 150mm se
emplea la ecuación:
q1c  90  1
2
,
(28),
donde
1 , se expresa en metros
Para el diseño de los esquemas de perforación y voladura en túneles, se recomienda consultar la
bibliografía especializada y procedimientos: el primero es mediante el uso de martillos manuales
accionados por aire comprimido, y el segundo es mediante martillos hidráulicos montados sobre una
maquina La perforación de los taladros se puede hacer empleando un equipo móvil de perforación
denominada jumbo.
11.6.TIPOS DE TUNELES SEGÚN LA SECCIÓN, PATRÓN Y EQUIPO DE PERFORACIÓN
a)
Túnel de pequeña sección (4 a 6 m²): La más pequeña de la sección transversal de una práctica del túnel es
de alrededor de 4 m². Esta área da el espacio para la tubería de ventilación y equipos de excavación
pequeña. Túnel de las zonas de 4 a 6 m², se emplea con más frecuencia el perforador con empujador de
mano.
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254
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Figura 11.14. Esquema de un túnel de pequeña sección
Atlas Copco fabrica tres fiables y eficientes máquinas
de taladrar con empujador de pierna para diferentes
características de las rocas:
 Rock Drill BBC 16W (Puma). Un perforador integral
que se adapta a la mayoría de aplicaciones de
perforación.
 Rock Drill BBC 34 W (Leopard). Un taladro de roca
de alta eficiencia media en roca dura.
 Rock Drill BBC 94 W (Panther).: Un taladro de alta
eficiencia para roca dura.
Figura 6.16. Martillo neumático con brazo de avance
Consumo de
Modelo
aire (cfm)
Figura 6.15. Ttrabajo con martillo neumático
Ø Pistón (in)
Potencia de
Brazo
Impacto (Hz)
telescópico
BBC 16W
127
2.76
39
BMT 51
BBC 34W
187
3.15
38
ALF 71
BBD 94W
206
3.54
55
ALF 72D
RH 565W
101
2.56
34
ALF 67/80
Tabla 11.6. Características técnicas de martillos neumáticos
Se emplea un taladro de expansión
escariado a 64 o 76 mm. de corte
paralelo
a
producción.El
los
taladros
patrón
de
de
la
perforación de un pequeño túnel
contiene el taladro de expansión y
los taladros del contorno. El número
de taladros de carga es de 26, que
incluye todos los taladros de las
áreas de voladura, mas un taladro de
Figura 11.17. Patrón de perforación y patrón de tiro en túnel
de pequeña sección
túnel perforado en una roca grado 4 a 5; en el caso de un túnel a perforar en una roca tipo 1 a 3, el
expansión, esto en el caso de un
número de taladros es de 21 +1.
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255
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El patrón de perforación es preferible un patrón de agujeros perforados alineados en paralelo:
• Taladro serie integral de acero de 11 ó
• Taladro integrante serie de acero de 12 o
• Barras de brocas de botones cónicos de inserción de 38 mm de diámetro.
b)
Túnel de área de 6 a 20 m²: Cuando se aumenta la sección transversal de un túnel es posible utilizar
equipos de perforación más eficientes. El fabricante sueco de equipos para la minería Atlas Copco
ofrece tres equipos de perforación de gran alcance para estos túneles:

Rocket Boomer 104-1238,
una sola pluma, plataforma
de tamaño pequeño para las
zonas del túnel de 6 a 20 m².

Boomer 281 de una sola
pluma plataforma de alta
capacidad para las zonas
del túnel de 6 a 31m²
Figura 6.18. Jumbo pneumático de una pluma

Boomer 282 de pluma doble, plataforma de alta capacidad para las zonas del túnel, de 8 a 45 m².
Patrón de perforación se perfora en una sola sección con un taladro de mayor diámetro paralelo a los
taladros de carga. El diámetro de los taladro de carga se sugiere a 48 mm y la profundidad de
perforación 3,30 m, empleando barrenas de rosca R32 de 3,66 m de longitud. El diámetro del taladro de
expansión, se sugiere a 76 mm. (ØE = 1,60 ØP)
El patrón de perforación para un área del túnel de 16,2 m², se estima en perforar un número de taladros
de carga de 45, mas un taladro de expansión, si las paredes y el techo son estables y no representan
un riesgo criticó. Para voladuras normales donde la calidad de la roca es buena y la densidad media, el
número de taladros son 37 + 1.
Figura 11.19. Patrón de perforación y patrón de tiro en túnel de pequeña sección (6-20m²)
Los explosivos de mayor uso en estas labores son: dinamita, explosivos emulsión o explosivos a granel
con relación de mezcla ajustada a la densidad de la roca. Para obtener mayores rendimientos en la
carga y aumentar la eficiencia de los trabajos, se cuenta con vehículos de carga bombeable, donde la
mezcla de ANFO o explosivos de emulsión bombeable pueden ser utilizados.
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Como sistema de iniciación y detonación de las cargas, el uso de preferible del sistema de tubo de
choque (NONEL), es preferible antes que el uso de iniciadores eléctricos
c)
Túnel de mediana sección (20 a 60 m²): Este tipo de túneles define una sección transversal media, en la
práctica este túnel es de alrededor de 20 a 60m². Esta área puede contener espacio para la tubería de
ventilación y equipos de excavación de mediana envergadura. Túneles de tamaño medio son comunes
en la construcción de las centrales hidroeléctricas eléctrica, construcción de carreteras, etc.
Figura 11.20. Esquema de un túnel de mediana
sección
Figura 11.21. Jumbo pneumático de dos plumas
Atlas Copco ofrece una amplia gama de equipos de perforación de un túnel de tamaño mediano.

Rocket Boomer 282, este equipo de perforación hidráulico, posee doble pluma, especial para
las zonas del túnel de 8 a 45 m².

Rocket Boomer M2, la mas reciente generación de equipos de perforación de doble pluma, de
alta potencia este equipo hidráulico de perforación es ideal para perforar túneles con áreas de
hasta 45 m².

• Rocket Boomer L2, otro equipo de perforación de la próxima generación de plataformas de
alta potencia hidráulica de perforación, diseñado para túneles donde el área llega hasta 90 m².
El patrón de perforación se hace con un corte en huecos paralelos y el diámetro del barreno de carga
sugerido es de 48mm y la profundidad de la perforación es de 5,2m; empleando barrenas con rosca
R32 de 5,53m de longitud, esto en el caso donde la geología presenta buenas condiciones.
Para Diámetros del orificio grande, se sugiere de 89 mm con dos grandes agujeros en el corte. Para un
ejemplo practico, donde el área del túnel es de 59 m² y el número de barrenos de carga es de 82.
Conveniente el empleo de explosivos: ANFO o explosivos bombeables emulsión de SSE (Explosivo
Sensibilizado en Sitio). Se diseña el patrón de perforación en la sección de corte y los agujeros stoping.
Las paredes y el techo, que son las áreas mas criticas debe ser hechos con cuidado para evitar
sobreexcavación. En este tipo de secciones los explosivos adecuados son de 17 mm cargados con
tuberías a razón de 40 a 80 gr/m, utilizando cordón detonante como línea de activación.
Con equipos de alta eficiencia de perforación, la carga de explosivos también se hace más eficiente
para la reducción del tiempo del ciclo de trabajo. Los explosivos SSE tiene la ventaja de no ser un
explosivo hasta que se bombea en el barreno. La concentración de carga (qi) puede ser cambiada en el
agujero cuando no se necesita el empleo de explosivos especiales en los agujeros del contorno. Para el
trabajo de carga eficiente con el camión de carga SSE la plataforma de servicios del equipo de
perforación puede ser utilizada junto con el equipo de carga del camión de carga SSE. El sistema de
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257
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Iniciación, preferible es el empleo del sistema de tubo de choque (NONEL), sobre los sistemas de
iniciación eléctricos.
d)
Túnel de sección grande (Hasta 168 m²): Dentro de este concepto entran los grandes túneles de
carreteras, pasos de ferrocarriles, centrales hidroeléctricas, galerías principales en forma de cavernas
de almacenamiento subterráneo etc., que requieren ser volados para remover el volumen de roca que
obstaculiza la obra. El área más grande posible donde es aplicable el método de perforación de taladros
a sección completa es de 168 m², pero normalmente un túnel de ese tamaño es volado en dos o mas
fases, debido entre otros, a factores que limitan su avance dentro de la zona plástica de la roca, otro de
los factores limitantes es el número de períodos en los sistemas de iniciación existentes. Los sistemas
eléctricos tienen normalmente 12 Períodos, mientras que los tubos de choque (NONEL), llega a 25. En
la práctica un túnel de sección amplia en tamaño esta alrededor de los 100 m².
Los métodos de perforación y voladuras en
los túneles grandes son los mismos que para
los túneles de tamaño mediano.
Dentro de la gama de equipos disponibles
para
estas
labores,
se
encuentran
los
fabricados por la empresa Sueca, Atlas
Copco, a saber:
Figura 11.22. Jumbo pneumático de tres plumas






Rocket Boomer L3C, La próxima generación totalmente automatizada, con plataforma de
construcción de túneles para las secciones del túnel hasta 108 m²
Rocket Boomer WL3C, la próxima generación totalmente automatizada, con plataforma de
construcción de túneles para las secciones del túnel hasta 157 m²
Rocket Boomer XL3C, la próxima generación totalmente automatizada, con plataforma de
construcción de túneles para las secciones del túnel hasta 171 m²
Rocket Boomer 353 DCS *, una gran capacidad de expansión y tres plumas, con plataforma
pesada para las zonas túneles 20-100 m².
Rocket Boomer 353 E * DCS, una alta capacidad de tres plumas, con plataforma con la elevación
pesada túnel boom swing extra grandes zonas del túnel, 20-168 m².
DCS = Sistema de Control Directo
Para los túneles de gran sección, se han desarrollado técnicas de avance que se mencionan a
continuación:

Avance en secciones transversales: Una
de las técnicas de voladura en túneles de
gran sección consiste en dividir esta en dos
o mas caras, en la practica, este concepto
de trabajos se llama voladura de secciones
transversales, y su fundamento es el de
hacer más de una explosión para llegar a la
sección completa.
Figura 11.23. Túnel de secciones transversales
Si el túnel es demasiado ancho para la perforación y voladura de la sección transversal, se puede
dividir el túnel en una sección piloto y dos o mas secciones laterales, según el ancho deseado en
el túnel.
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258
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Si el túnel es alto, con una galería
piloto puede esta ser volada primero
y después se avanza volando un
banco horizontal y posteriormente se
realiza un banqueo vertical hasta la
altura
deseada.
La
razón
de
banqueo horizontal después de la
galería es que normalmente no hay
espacio
Figura 11.24. Partes de un túnel de secciones transversales:
(1) Galería – (2) Banqueo Horizontal y (3) Banqueo Vertical
para
el
equipo
de
perforación para que lleve a cabo los
taladros verticales en la galería.
En el banqueo horizontal, el equipo de perforación puede utilizar el mismo método de avance que el
empleado en el ejecutado en la galería. Aunque es posible perforar túneles de hasta 168 m² de frente,
el archivo. Las limitaciones en los sistemas de iniciación hacen más práctico dividir la sección
transversal en una galería y un banco horizontal. En el ejemplo siguiente un túnel de 15 m de alto y 12
m de ancho se divide en una galería de 7,5 m de altura y un banco horizontal con una altura de 4,5 m
Para los diámetros del taladro de expansión, se sugiere 89 mm con tres grandes agujeros en el corte,
dispuesto en línea vertical y distanciados empleando las formulas de calculo de (a). El área del túnel es
de 88 m² y el número de barrenos es de 145.
Figura 11.25. Patrón de perforación y patrón de tiro en túnel de gran sección (Galería)
Los explosivos donde la roca presenta mejor comportamiento a la fragmentación son: ANFO o
explosivos bombeables emulsión de SSE (Explosivo Sensibilizado en Sitio), de uso tanto en los taladros
de corte como en los agujeros de las secciones laterales (Stoping). Las paredes y el techo debe ser
volados con cuidado para evitar sobreexcavación; Los Explosivos adecuados deben tener mas de 17
mm, cargados con tubería o empleando cordón detonante de 40 a 80 g/m. Con equipos de alta
eficiencia de perforación, el cargado de los explosivos se hace de manera más eficiente, reduciendo los
tiempos del ciclo de trabajo.
Los explosivos SSE tienen la ventaja de no ser un explosivo hasta que se bombea en el barreno. La
concentración de carga (qi) puede ser cambiada en el agujero, en especial en los agujeros del contorno
donde no se hace necesario contar con mayores cantidades de explosivos. Para el trabajo de carga
eficiente con los SSE, la carga de camiones de plataforma cuenta con todos los servicios sobre esta
plataforma, que es la misma que se emplea en las labores de perforación, el cual puede ser utilizado
junto con el equipo de carga de la SSE que proviene de los camiones Bulk. El sistema de Iniciación,
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259
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preferiblemente debe ser tipo NONEL, ya que los sistemas de iniciación eléctricos no se recomiendan
para galerías de mas de 4,5 m de altura.

Avance en secciones horizontales: El mismo tipo de explosivos y sistemas de iniciación se
recomiendan para el banqueo horizontal, consistente en
grandes cavidades que se utilizan como salas de
máquinas para plantas de energía hidroeléctrica y
cavernas para el almacenamiento de petróleo, etc
El banqueo vertical se puede aplicar cuando hay altura
suficiente para que el equipo de perforación ingrese con
holgura suficiente para el movimiento de la pluma.
El patrón de perforación para los bancos verticales
depende del diámetro de los barrenos. En banqueo
vertical más grande de diámetro se puede utilizar para
economizar
la
operación.
Al
igual
que
en
las
operaciones de otros túneles, los costes efectivos de
explosivos ANFO y SSE, se recomienda su utilización.
Figura 11.26. Secciones horizontales de un
túnel: (1) Galería – (2) Banqueo Horizontal
La iniciación de la voladura se debe hacer con un sistema de tubo de choque (NONEL), y no los
sistemas eléctricos.
Figura. 11.27 Esquema de perforación en galerías
horizontales

Figura. 11.28 Esquema de tiro en galerías
horizontales
Túneles de gran tamaño con cara completa y perforación de túnel piloto: El método de perforación
de un túnel piloto circular de cara completa de perforación en el frente ha entrado en uso con mayor
frecuencia en los últimos años. El túnel piloto se puede colocar en cualquier lugar de la sección del
túnel, pero puede ser práctico para colocarlo lo más bajo posible para que el Stoping ó secciones
laterales del túnel piloto, hagan que la nueva voladura sea lo más fácil posible.
El siguiente ejemplo muestra un túnel de carretera con una superficie de 109 m². El túnel piloto tiene un
diámetro de 3,9 metros y el área es 11,9 m². La mayoría de los stoping es a la baja o hacia los lados lo
que disminuye el consumo de perforación y explosivos. Las paredes y el techo son entonces mucho
mas sencillas de volar que el resto del túnel. El diámetro de barreno es de 48 mm y el número de
agujeros en la voladura es de 138.
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260
[MANUAL
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Figura. 11.29. Esquema de perforación y esquema de tiro en túnel de sección completa
11.7.EQUIPOS PARA PERFORACIÓN Y SELECCIÓN SEGÚN LA SECCION
Los equipos de perforación modernos han reducido el tiempo de perforación, el sistema NONEL hizo
que las conexiones de los detonadores fuera más seguros y rápidos y la Emulsión debido a sus
características, ha reducido el tiempo de ventilación. Todo lo siguiente contribuye a mejorar el ciclo de trabajo:
Tabla 11.5. Clasificación de los túneles en función del terreno a excavar
Un ciclo de trabajo menor precisa de una mejor planificación del trabajo con precisión y exactitud en las
diferentes operaciones. Langefors dice en su libro “Técnica Moderna de Voladura de Rocas” acerca de la
precisión de perforación:
“La dispersión de los barrenos de perforación como factor cuantitativo es a veces no tomado en cuenta.
Se incluye indefinidamente en el margen técnico junto con el factor de la roca. En la discusión de la voladura
como un todo, sería de gran ventaja si se prestara atención a la precisión de la perforación para el cálculo de
cargas y en la definición del patrón de perforación; es esencial para la voladura del cuele”. , para estos efectos
se puede contar con equipo de avance, a saber:

Martillos Manuales Neumáticos.:
Los martillos manuales neumáticos de aire
comprimido funcionan a percusión, es
decir, la barrena golpea contra la roca y
gira de forma discontinua entre cada
Figura 11.30. Martillo neumático Mod: BBD 94W – Panther
percusión, separándose del fondo del
taladro.
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261
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El detritus es arrastrado hasta el exterior del taladro mediante agua,
que tiene también la finalidad de refrigerar la barrena.
Los martillos manuales neumáticos son actualmente de uso
infrecuente, sólo se usan, obviamente, en túneles muy pequeños o de
forma accidental, pues tienen rendimientos muy inferiores a los
jumbos y requieren de mano de obra calificada (trabajo pesado).
Figura 11.31. Esquema de
trabajo de un martillo neumático
(Atlas Copco)

Jumbos de Perforación.:
La maquina habitual de perforación es el jumbo
(véase figura 6.32). Consta de una carrocería
móvil dotada de dos o tres brazos articulados,
según los modelos. En cada brazo puede
montarse un martillo de perforación (perforadora)
o una cesta donde pueden alojarse uno o dos
operarios y que permite el acceso a cualquier
parte del frente. El funcionamiento de los jumbos
es eléctrico cuando están estacionados en
situación de trabajo y pueden disponer también
de un motor Diesel para el desplazamiento.
Figura 11.32. Jumbo de dos brazos
Los martillos funcionan a rotopercusión, es decir, la barrena gira continuamente ejerciendo
simultáneamente un impacto sobre el fondo del taladro. El accionamiento es hidráulico, con lo que se
consiguen potencias mucho más elevadas que con el sistema neumático. El arrastre del detritus y la
refrigeración se consiguen igualmente con agua. Los rendimientos de perforación que se consiguen en los
jumbos hidráulicos modernos, pueden superar los 3,5 m/min, de velocidad instantánea de perforación.
Los
jumbos
sistemas
actuales
tienen
electrónicos
para
controlar la dirección de los
taladros,
el
impacto
y
la
velocidad de rotación de los
martillos e incluso pueden dar
presiones
de
empuje
por
encima de los 6 Bar.
Generalmente están integrados
por las siguientes partes:
Figura 11.33. Partes de un Jumbo
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(1) Cable de alimentación eléctrica (380V a 550V).
(9) Motor Diesel para desplazamiento por el túnel
(2) Sistema de iluminación.
(10) Techo de protección
(3) Puesto de mando para la perforación.
(11) Brazo hidráulico
(4) Puesto de conducción para el desplazamiento.
(12) Tanque principal de fluido hidráulico
(5) Deslizadera del martillo hidráulico
(13) Motor eléctrico para la perforación
(6) Bomba hidráulica
(14) Cesta o plataforma de trabajo memorizar el
(7) Martillo hidráulico
esquema de tiro y perforar todos los taladros
(8) Gatos para estacionamiento de la máquina.
automáticamente.
En este caso un único maquinista puede perforar una pega completa en unas pocas horas.
Atlas Copco fábrica equipos de perforación para las diferentes características de rocas, y tipos de sección
de avance a saber:
1.
Martillos neumáticos manuales:

Rock Drill BBC 16W (Puma)

Rock Drill BBC 34 W (Leopard)

Rock Drill BBC 94 W (Panther)
2.
Jumbo de perforación de Uno (1) y dos (2) brazos, para secciones de 4 a 6m²

Rock Drill Boomer 104-1238 (Una Pluma. Sección: 6 a 20 m²)

Rock Drill Boomer 281 (Una Pluma. Sección: 6 a 31 m²)

Rock Drill Boomer 282 (Doble Pluma. Sección: 8 a 45 m²)
3.
Jumbo de perforación de dos (2) y tres (3) brazos, para secciones de 20 a 60m²

Rock Drill Rocket Boomer 282 (Doble Pluma. Sección: 8 a 45 m²)

Rock Drill Rocket Boomer M2 (Doble Pluma. Sección: 8 a 45 m²)

Rock Drill Rocket Boomer L2 (Doble Pluma. Sección: Hasta 90 m²)
4.

Jumbo de perforación de tres (3) brazos, para secciones de hasta 168m²

Rock Drill Rocket Boomer L3C (Doble Pluma. Sección: Hasta 108 m²)

Rock Drill Rocket Boomer WL3C (Tres Plumas. Sección: Hasta 157 m²)

Rock Drill Rocket Rocket Boomer XL3C (Tres Plumas. Sección: Hasta 171 m²)

Rock Drill Rocket Rocket Boomer 353 DCS* (Tres Plumas. Sección: 20-100 m²)

Rock Drill Rocket Boomer 353 E*DCS (Tres Plumas. Sección: 20-168 m²)
Accesorios de Perforación:
Los accesorios de perforación comúnmente usados son las varillas o barrenas y las bocas de perforación.
Además se emplean manguitos y otros adaptadores para el ensamblaje de las piezas.
Las barrenas de perforación son simplemente barras de acero con un conducto interior para el paso del
agua de refrigeración y unas roscas en los extremos donde se acoplan las bocas o los manguitos. La
boca de perforación es la herramienta de corte, que generalmente es de metal endurecido (carburo de
tungsteno) o widia, dispuesto en formas diversas: en cruz, en X o botones (véase Tema 8). Los diámetros
habituales están comprendidos entre 45 y 102 milímetros.
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263
[MANUAL
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Barrenas Integrales
Figura 11.34. Accesorios de perforación

Barrenas y Brocas de Perforación (Cortesía Atlas Copco)
La elección de un tipo u otro de broca, así como de sus diámetros, depende del tipo de maquinaria de
perforación, de las características de la roca y del diámetro de los cartuchos del explosivo a introducir.
Generalmente las brocas de botones son las que proporcionan un mayor rendimiento, al golpear la roca
de forma más homogénea y ser más fácil la evacuación del detritus de roca. Para tal fin se pueden
disponer varias entradas de agua frontales y también laterales.
Para la elección del material de perforación y sus accesorios se recomiendan el uso de los manuales
especializados facilitados por los fabricantes.
11.8.LA SECCIÓN TRANSVERSAL DE UN TÚNEL DE SERVICIOS
La figura 11.35 muestra un esquema de la sección transversal de un túnel.
- Calzada bidireccional con pistas de 4m c/u.
- Veredas peatonales de 0,85 m. a cada lado.
- Canaletas de drenaje de filtraciones y derrame de líquidos.
- Gálibo útil vertical mínimo de 5m., en todas las pistas de circulación vehicular.
- Pendiente longitudinal mínima, la que permita un adecuado drenaje.
- Zonas de aparcamiento en túneles de más de 1.000 m
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264
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Figura 11.35 – Sección de un Túnel de Servicios Viales
En estos casos se pueden clasificar los túneles de servicios viales en:

Túneles de Pequeña Sección:
La sección transversal de un túnel de pequeña sección puede ser alrededor de 4 m2. Esta área
proporciona espacio para poder instalar la tubería de ventilación y el uso de equipos pequeños de
excavación. Túneles de sección 4 a 6 m²: En este tipo de sección normalmente se puede utilizar
perforadoras manuales neumáticas con empujadores.

Túneles de Gran Sección:
La sección transversal de un túnel de gran sección puede ser alrededor de 10 m2. Esta área
proporciona espacio para poder instalar tuberías de ventilación, calzadas, áreas de servicios y otras.
El uso de equipos de excavación en este tipo de túneles se orienta a equipos montados sobre carros
móviles, con más de dos brazos para poder ejecutar avances de perforación rápidos. En este tipo de
sección normalmente se puede utilizar perforadoras o jumbo neumáticos con martillo en cabeza.
11.9.EXPLOSIVOS
Los tipos de explosivo que deben utilizarse en túneles dependen de las características de la roca,
principalmente de su densidad, resistencia a compresión y velocidad de propagación sónica de la roca.
Además los explosivos, durante la detonación, deben generar gases no tóxicos, lo que limita el tipo de
explosivos en interior. El tipo de explosivo también depende del grado de humedad existente en la roca.

Carga de Explosivos en los Barrenos:
En la gran mayoría de las voladuras en túneles, normalmente se utilizan explosivos que proporcionan
altas concentraciones de energía por metro lineal de carga. Aunque existe la posibilidad de la presencia
de efectos de sinterización o de recementación de la roca fragmentada, al disponer de elevadas
concentraciones de energía en los barrenos del cueles en algunos tipos de rocas, esto es debido al
exceso de esponjamiento y al aumento de la resistencia friccional que se produce por el elevado
numero de puntos en contacto de las partículas y que los gases de explosión no pueden vencer.
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265
[MANUAL
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El explosivo más utilizado para el cuele y contracuele, destroza y zapateras, es la Emulsión Mágnum
(En el caso de Venezuela, esta emulsión se encuentra sensibilizada con partículas de aluminio); como
carga de columna la emulsión mágnum es idónea o en su defecto se pueden utilizar cartuchos de
diferentes longitudes contentivas de este tipo de emulsión o en casos mas tecnificados empleando
sistemas de inyección a alta presión de productos como la emulsión o mezclas con ANFO); cuando los
barrenos tienen agua deberá usarse solo la emulsión dejando descartada la mezcla.
En los casos donde el comportamiento de la roca es más generoso, el empleo de ANFO surge como
una alternativa además de económica, practica; el cual se puede cargar empleando equipos
neumáticos, en estos casos es aconsejable emplear explosivos menos potentes como mezclas de
ANFO diluidas, Hidrogeles sensibles al detonador, en cuanto a la iniciación de la mezcla explosiva se
emplean cordón detonante de bajo gramaje.

Fenómenos Presentes en las Voladuras de los Barrenos:
Es necesario conocer dos fenómenos que ocurren con frecuencia al disparar los barrenos del cuele, uno
de ellos es la detonación por simpatía y la desensibilización por precomprensión dinámica.
1)
Detonación por Simpatía:
Cuando los explosivos utilizados poseen una gran sensibilidad a la iniciación, como en los casos
de explosivos con nitroglicerina en su composición molecular, en este caso se acostumbra el
empleo de cargas espaciadas, en los casos donde se utilicen emulsiones encartuchadas, como
dato importante este fenómeno se desarrolla en la detonación de las cargas en la caña del
barreno a una distancia igual a la media de la longitud de la carga inicial donde se aloja el
detonador, siempre en la dirección de este, en los casos donde la roca esta confinada a esfuerzos
de tensiones elevadas, se recomienda utilizar cordón detonante de bajo gramaje para transmitir la
señal que se libera en la detonación.
Si esta distancia es pequeña, la roca transmite fácilmente la onda de tensión, las ondas de
choque creadas por las cargas de los primeros barrenos pueden llegar a provocar la iniciación
prematura de las cargas adyacentes. Este fenómeno también se puede dar en los casos donde se
encuentran presentes aguas subterráneas y por discontinuidades estructurales del macizo rocoso.
Cuando ocurre la detonación casi simultanea fragmentada por cada carga, produciéndose una
sinterización de dichos fragmentos rocosos. Un procedimiento que reduce el riesgo de detonación
por simpatía, consiste en interponer barrenos de expansión entre los barrenos cargados, como se
puede observar el la Figura 6.35 (B)
Figura 11.36 – Cuele con riesgo de Detonación por Simpatía y Desensibilización Dinámica
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266
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VOLADURA DE ROCAS]
El fenómeno de detonación por simpatía, también suele presentarse en cuando se seccionan o
espacian las cargas del explosivo para secuenciarlas dentro de cada barreno, si una voladura en
larga y se quiere reducir la carga operante, en este caso se debe tomar cuidado en el calculo del
dimensionado adecuado de la longitud del retacado intermedio, así como elegir el material idóneo
para la construcción.
2)
Desensibilización por Precomprensión Dinámica:
Otro de los fenómenos que pueden presentarse es la desensibilización por precomprensión
dinámica, ocurre por efecto de las cargas de compresión uniaxial ejercidas sobre la roca y que
provocan la muerte súbita del explosivo por incremento de la densidad de este confinado, este
caso se presenta en explosivos donde su composición química no contiene un explosivo
sensibilizante. Ejemplo clásico de variación de la sensibilidad con la densidad en el ANFO e
Hidrogeles, donde esta es mayor que en los explosivos gelatinosos que contienen nitroglicerina.
En los cueles, los explosivos pueden ser comprimidos o presurizados, y por ello, desensibilizados
por diversos fenómenos dinámicos: efecto canal y precomprensión por disparo de cargas
adyacentes.

Efecto Canal:
Cuando se introducen cartuchos de explosivo de pequeño diámetro en barrenos secos y sin
atacar, aparece una onda de choque se propaga por la corona anular de aire junto con la
onda de detonación de la columna de explosivo. Esta onda de choque en el aire ejerce una
presión lateral en el explosivo por delante del frente de la onda de detonación.
Si la estabilidad de la onda de detonación es débil o esta próxima al nivel critico, la presión
lateral puede densificar y consecuentemente desensibilizar a la columna de explosivo unos
cuantos microsegundos antes de que la onda de detonación alcance un punto particular de
la carga, provocando una interrupción en la detonación de la carga.
Para evitar este fenómeno se deben utilizar cartuchos de explosivo de mayor VOD y
diámetro posible y, también, asegurarse de que la carga de explosivo no se coloca sobre un
lecho de detritus de perforación al no haberse efectuado la limpieza adecuada de los
barrenos. Este también se puede evitar mediante el sucesivo retacado de los cartuchos de
explosivo, alternando si son de reducida longitud, o consecutivo si son cartuchos largos.

Precomprensión por Disparo de Cargas Adyacentes
Cuando los barrenos cargados de un cuele se encuentran muy cercanos y se disponen con
diferentes tiempos de retardo, la primera carga en detonar puede presurizar dinámicamente
y, por lo tanto, desensibilizar las cargas de otros barrenos instantes antes de su detonación.
La presión sobre las cargas puede ser ejercida de las siguientes formas:
 Por la onda de compresión que atraviesa las cargas de explosivo.
 Por la deformación lateral de los barrenos y consecuentemente, precompresión de las
cargas en ellos alojadas, debido al movimiento de la roca o del agua infiltrada en el
macizo.
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267
[MANUAL
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VOLADURA DE ROCAS]
 Por los gases de explosión que se infiltran a través de las grietas de la roca desde el
último barreno disparado.
Estos tres fenómenos de precomprensión
pueden producirse en el orden expuesto,
aunque
ello
no
correspondan
signifique
con
el
que
orden
se
de
importancia.
El primero puede ocurrir cuando los
barrenos mas próximos se disparan
instantáneamente o con un intervalo de
tiempo de retardo pequeño, como los
números consecutivos de las serie de
microrretardo. Como podemos ver en la
Fig. 6.37, cuando la onda de choque se
Figura 11.37 – Situación de desensibilización
en cargas adyacentes
propaga desde A a B, C, D y E; (barrenos
de su entorno próximo), en 0,07MS, tal como se puede observar en la Tabla 6.6; y dado que
la fase de compresión de esta onda actuara sobre estas cargas durante un periodo de
tiempo de 28 a 35MS, ni siquiera la carga B, que es la mas susceptible a la
desensibilización, será afectada por la onda de tensión.
POSIC
A
B
C
D
E
F
G
T(ms)
0,03
0,05
0,05
0,08
0,08
0,1
0,09
Λt
0,00
0,02
0,01
0,03
0,00
0,03
-0,01
0,07
Tabla 11.6. Relación de los Tiempos de Detonación entre Barrenos del Cuele
Mientras que las cargas B y C, tengan el mismo tiempo nominal de salida no detonaran
simultáneamente, debido a la dispersión de los tiempos reales de iniciación de los
detonadores (la variabilidad se debe a que los detonadores eléctricos disponen de un
sistema de retardo pirotécnico), la carga B puede detonar 5MS antes que la carga C y, por
ello, reducir la sensibilidad de C. De forma similar la detonación de E desensibiliza la carga
D. esta causa de la desensibilización puede ser evitada si las cargas B, C, D, E, F, y G se
inician con los detonadores de las Series LP impares, (He de hacer notar que los
detonadores de la Serie LP ó Largo Periodo, son fabricados en Venezuela con periodos que
van desde periodo 0 hasta periodo 15) Ver Tabla 11.7.
PERIODO
RETARDO
PERIODO
RETARDO
0
Instantáneo
8
3,0seg / 3.000ms
1
0,2seg / 200ms
9
3,8seg / 3.800ms
2
0,4seg / 400ms
10
4,6seg / 4.600ms
3
0,6seg / 600ms
11
5,5seg / 5.500ms
4
1,0seg / 1.000ms
12
6,4seg / 6.400ms
5
1,4seg / 1.400ms
13
7,4seg / 7.400ms
6
1,8seg / 1.800ms
14
8,5seg / 8.500ms
7
2,4seg / 2.400ms
15
9,6seg / 9.600ms
Tabla 11.7. Secuencia de Tiempos de Detonación en Detonador Nonel Serie LP
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268
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El segundo mecanismo es el más habitual, es el fenómeno de desensibilización dinámica
sobre todo en rocas difíciles, porosas o saturadas, como lo son las pizarras. Por ultimo, el
tercer mecanismo, tiene lugar en rocas intensamente diaclasadas. En estos macizos
rocosos los gases de explosión pueden infiltrarse a través de la red de discontinuidades
interconectadas comprimiendo, separando y/o expulsando físicamente las cargas antes del
momento de su iniciación.
Estos mecanismos son mas pronunciados en cueles con barrenos muy próximos cuando
estos no están separados por barrenos de expansión y en rocas débiles y/o muy
diaclasadas. Estos problemas pueden dar lugar a fallos repetidos cuando se emplean
explosivos como el ANFO o hidrogeles, sino se hace un diagnostico adecuado y se aplican
las medidas correctivas a que den lugar, considerando que la densidad del ANFO esta en el
rango de 0,80 – 0,85 kg/m3, en barrenos de 45mm, el ANFO puede presentar una densidad
de muerte de 1,2 kg/m3.
Para los hidrogeles sometidos a altas presiones de compresión de la roca, la perdida de
grado de sensibilidad se puede compensar gasificándolos, adicionando micro esferas de
vidrio o perlita.
En condiciones adversas se puede llegar a modificar el diseño geométrico de los cueles, en
los casos donde no se pueda hacer un remplazo de los explosivos bases como ANFO o
hidrogeles, en este orden de ideas se recomienda:
 Aumentar en número y diámetro de los barrenos de expansión (el volumen de los
taladros vacíos debe ser igual o superior al 15% del volumen del cuele).
 Localizar los barrenos cargados de manera que cada uno de ellos sea apoyado por un
taladro de expansión.
 Iniciar las cargas con detonadores de retardo en lugar de los detonadores de
microrretardo de manera que las cargas comprimidas que vayan a detonar puedan
recuperar su estado original (en caso de usar detonadores de microrretardo se
recomienda emplear números alternos sobre los consecutivos de la serie).
Cuando las rocas son débiles o están saturadas, una buena opción es usar el diseño (B) de la
Fig. 11.36, en el que los barrenos de expansión se interponen al de los cargados. Esta
disposición tiene las siguientes ventajas:
 Los barrenos cargados están más separados y entre ellos se interponen los huecos de los
barrenos de expansión.
 Cada carga dispone de dos o tres talados vacíos hacia los que rompe la roca.
 La deformación de la roca y el escape o infiltración de los gases tiende a ser hacia los
taladros vacíos.

Recomendaciones para la Carga de Explosivos en los Barrenos:
Para los barrenos de contorno deberá usarse como carga de columna el cordón detonante de alto
gramaje. El diámetro de los cartuchos deberá ser lo más próximo al diámetro de perforación de los
taladros, compatible con su introducción dentro del barreno.
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269
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La iniciación de la explosión en cada barreno se realiza en el cartucho cebo instalado en el fondo del
barreno y que contiene un detonador.
La iniciación de los detonadores puede ser eléctrica o por impacto; en el primer caso se utilizan
detonadores eléctricos. Por razones de seguridad, contra corrientes parásitas, se utilizan
exclusivamente detonadores de alta insensibilidad (Al).
Una mayor seguridad ofrecen los detonadores de iniciación no eléctrica, tipo Nonel, cuyo uso sería
especialmente aconsejable. Atendiendo a los tiempos de retardo, los detonadores pueden ser:
instantáneos, de microrretardo (retardo de 25 ó 30 mseg. entre números contiguos), o de retardo
(retardo de 0,5 seg. entre números contiguos)
La carga explosiva, además de una adecuada concentración, debe distribuirse uniformemente a lo largo
del barreno. El tipo de explosivo debe ser especial para precorte.
En la secuencia de encendido, son los primeros en detonar, con lo que se crea una fisura perimetral que
aísla y protege la roca de las vibraciones del resto de la voladura. Esta técnica del precorte, por su
esmerada ejecución y costo elevado, es de uso poco frecuente en túneles, excepto en casos muy
especiales.

Elementos que se Utilizan para la Voladura:
En las voladuras en obras subterráneas, es indispensable el empleo de los siguientes elementos:
-
Los tubos de PVC (tubos omega) abiertos longitudinalmente en cuyo interior se colocan los
explosivos, cordón detonante, etc. Permiten introducir fácilmente todos los elementos en su
disposición correcta dentro del taladro.
-
El retacador es el material que cierra o tapona el taladro y de este modo impide que la energía
debida a la explosión se escape por la boca del mismo. Normalmente se usan unos cartuchos de
arcilla muy plástica.

Secuencia de Iniciación y Tiempos de Retardo:
En los cueles de barrenos paralelos las primeras cargas detonadas son lógicamente las que se
encuentran mas próximas a los barrenos vacíos o de expansión. El valor del retiro para cada carga
aumenta a medida que progresa la secuencia de encendido, tal como se puede observar en la Fig.
11.38.
La roca fragmentada por la acción de los primeros
barrenos se proyecta lateralmente hacia el pequeño
volumen de hueco disponible. En barrenos con una
longitud mayor a 3 m, el tiempo necesario para que los
trozos de rocas sean completamente expulsados de la
zona del cuele es considerable, y normalmente superior a
los 100MS si se quiere evitar la sinterización y
apelmazamiento de la roca en la zona del cuele y hacer
que cada carga disponga después de un frente libre
efectivo.
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Figura 11.38 – Secuencia de disparo en un
cuele cilíndrico en espiral
270
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VOLADURA DE ROCAS]
En túneles con secciones medias y grandes no es posible el empleo de secuencias de encendidos con
tiempos mayores a 100MS, debido al número de detonadores disponibles, por ellos se ha hecho
necesario el empleo de detonadores de microrretardo en el cuele y de retardo en el resto de las
secciones. La expulsión de la roca en el cuele se ha estimado se encuentran por el orden de 40 a 80
m/s, aunque estos datos son estimados ya que no han podido ser cuantificables; lo que significa que
dependiendo de la calidad de la roca el tiempo de retardo especifico que se precisaría seria del orden
de 12 a 25 MS/m de barreno.
Dependiendo del número de detonadores de cada serie, es recomendable elegir el tiempo mas próximo
por exceso y, consecuentemente, el número de los detonadores a emplear.
En líneas generales es recomendable no repetir en la zona periférica del cuele, los números de los
detonadores, es decir se aconseja disparar cada barreno con un número distinto, mientras que en la
zona mas próxima o contracuele es posible repetirlos, pero no mas de dos veces cada número.

El Cuele y los Daños en el Macizo Residual:
La energía que se desarrolla en la fase de detonación de las cargas explosivas en los barrenos
ubicados desde el contracuele hasta los barrenos de contorno ejerce influencia directa sobre la zona
conformada por el macizo remanente en la periferia de los hastíales del túnel, este fenómeno se puede
aminorar si los barrenos de iniciación en el cuele consiguen alivio o un desarrollo necesario en el
proceso de fragmentación y salida del material rocoso, por lo que las cargas que vayan a iniciarse
posteriormente lo harán en condiciones de desconfinamiento y consecuentemente no producirán daños
al transferir al macizo rocoso parte de la energía desarrollada.
El objetivo para alcanzar el daño mínimo en las voladuras consiste en conseguir que cada barreno
fragmente y desplace la roca de su retiro adecuadamente. Los problemas asociados con el avance del
cuele contribuyen a extender y a aumentar los daños incluidos en el macizo.

El Cuele y la Intensidad de las Vibraciones:
En el momento en que detonan los barrenos del cuele se genera una intensidad de vibración superior a
la debida al resto de las zonas de la voladura del túnel, siendo esto debido a las causas siguientes:
-
Los barrenos del cuele se suelen sobrecargar para compensar los errores de perforación y asegurar
además el correcto avance del retiro.
-
El frente libre que proporcionan los barrenos de expansión en muy restringido y tiene, además una
forma desfavorable.
-
La roca en el área del cuele esta libre de fracturas provocadas por la voladura anterior sobre todo
en el fondo de los barrenos.
-
El volumen de expansión disponible es porcentualmente pequeño al compararlo con el volumen
total a volar.

Comprobación de los Esquemas de Voladura:
Una vez realizados los cálculos de los esquemas y cargas, y antes de dar paso al proceso de voladura,
es recomendable chequear o contrastar los datos obtenidos con los estándares o resultados típicos de
operaciones similares. Estas comprobaciones pueden llevarse a cabo con el empleo de gráficos
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271
[MANUAL
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VOLADURA DE ROCAS]
diseñados para comparar los consumos específicos como función de los diámetros de los barrenos y la
sección del túnel (Ver Fig. 11.39), Numero de barrernos por pega como función del área (Ver Fig. 11.40)
y Perforación específica como función del área del túnel y el diámetro de la perforación, (Ver Fig. 11.41).
Figura. 11.39 – Consumo específico en función
del área del túnel y diámetro de los barrenos
Figura 11.40 – Número de barrenos por pega en
función del área
Estas graficas se refieren a voladuras
con barrenos paralelos, y solo pueden
tomarse como orientativos, pues son
muchas las variables que influyen
sobre los resultados de la excavación
que
pueden
hacer
variar
los
parámetros de diseño, a saber:
- Tipos de rocas y explosivos,
- Tamaño de los barrenos,
- Tipos de cuele,
- Necesidad de voladuras de contorno,
Figura 11.4 – Perforación específica en función del área del
túnel y diámetro de perforación
Restricciones
por
vibraciones,
y
otras…
Comprobar que los datos calculados han sido correctos no es mas una operación de verificación una
vez se haya evaluado una voladura tipo, donde el resultado final nos dará la evaluación final, la forma
de introducir las modificaciones necesarias a partir de los análisis de los resultados de las primeras
pruebas debe ser gradual y sistemática, recomendándose incluso que en las pegas iniciales no se
perforen los barrernos en toda su profundidad y se vaya aumentando poco a poco el avance por ciclo.
11.10.

OTROS TIPOS DE CUELES
Cueles Quemados
Este tipo de cueles se caracterizan porque todos los barrenos se perforan paralelos y con el mismo
diámetro. Algunos se cargan con una gran cantidad de explosivos mientras que otros se dejan vacíos,
como se puede apreciar en la figura 11.42. Al ser tan elevadas las concentraciones de carga, la roca
fragmentada se sinteriza en la parte profunda del cuele, no dándose las condiciones optimas para la
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272
[MANUAL
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salida del a pega como ocurre en el caso de los cueles cilíndricos, los avances son reducidos y no van
mas allá de los 2,50 metros por pega.
Uno de los cueles quemados que se utilizan con mas frecuencia en el avance de galerías de minas de
carbón es el denominado Cuele Sarrois, que esta formado por ocho (08) barrenos con carga y uno
vacío, (similar al ej. 3 de la Fig. 11.42).
Haciendo la perforación de
los barrenos con diámetro
de 38mm, la distancia entre
los ejes de los barrenos va
desde 10cm en rocas duras
hasta los 20cm en rocas
blandas.
Este cuele se emplea para
profundidades de 2,50mt,
siendo
el
explosivos
consumo
elevado.
de
Las
cargas se diseñan según se
puede observar en la Fig.
11.42
Figura 11.42 – Ejemplos de Cueles Quemados
Podemos ver en este diseño que las cargas
no se solapan en los barrenos cargados con
distinto tiempo de iniciación, esto se hace
para evitar la sinterización de la roca,
adicionalmente se emplea como material
para el retacado; arcilla. La proyección de
escombros alcanza una longitud de 5 a 6m
Figura 11.43 – Diseño de Voladura con Cuele Sarrois
a partir del nuevo frente y los avances oscilan entre el 80 y el 95%.

Cueles en Cráter
Este tipo de
cuele se desarrollo
originalmente en Japón, su precursor, el
Ing. Hino (1960), aprovechando el
efecto
cráter
que
las
cargas
de
explosivo concentradas en el fondo de
los
barrenos
producen
sobre
la
superficie libre mas próxima, (Ver Fig.
6.43). Este método se aplica con mayor
fuerza
en
chimeneas
las
excavaciones
de
que en túneles, auque
algunos especialistas como Hagan han
propuesto su uso disponiendo de
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Figura 11.44 – Doble cuele cráter con barrenos centrales de
Ø=200mm
273
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
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cargas concentradas en uno o varios barrenos centrales de gran diámetro y distribuyendo los barrenos
de destroza sobre el resto de la sección con diferentes longitudes de carga. Como los avancen no son
muy altos, incluso se ha llegado a proponer la profundidad de los barrenos doble, seccionando y
retacando las cargas como muestra la figura 11.44.

Cueles en Angulo
De uso poco frecuente, este tipo de cueles involucra una gran laboriosidad en la perforación de los
barrenos, como única ventaja presente, es el bajo consumo de explosivos, al ser mejor el
aprovechamiento de la superficie libre del frente, y la posibilidad de orientación con respecto a las
discontinuidades visibles en la sección. Dentro de los cueles en ángulo mas conocidos tenemos:

Cuele en V:
Con estos cueles en V, también llamados en cuña; los avances que se consiguen oscilan entre 45 a
50% del ancho del túnel. En túneles anchos estos avances se ven afectados por la desviación de
los barrenos que generalmente es del orden del 5%. Así por ejemplo en un barrenos de 5 metros de
largo, su extremo puede quedar desviado unos 25cm, 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 contrarios las cargas
estarían muy confinadas y precisaría mayor cantidad de explosivo para obtener una buena
fragmentación. El diseño de los parámetros medios del cuele, en función del diámetro de la
perforación (Ø), son los siguientes:
PARAMETROS MEDIOS
NOM.
CUELE
CONTRACUELE
Alto del cuele:
Hc
46 Ø
Retiro:
B
34 Ø
24 Ø
Concentración de la Carga de Fondo:
qf
990 Ø2
990 Ø2
Longitud de la Carga de Fondo:
lf
0,30 L
0,30 L
Concentración de la Carga de Columna:
qc
0,50 qf
0,40 qf
Longitud de Retacado:
T
12 Ø
12 Ø
Número de Cuñas en Sentido Vertical:
Nc
3
Tabla 11.8. Diseño de los parámetros Medios del Cuele y Contracuele como función del Ø
El valor del retiro debe cumplir
la condición:
B ≤ 0,5L – 0,2m
Que supone que en voladuras
de pequeña profundidad debe
reducirse
el
retiro.
Los
barrenos del cuele, e incluso
los
mas
próximos
del
contracuele, deben dispararse
con
detonadores
de
microrretardo y el resto con
retardos en segundos.
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Figura 11.45 – Disposición de Barrenos en un Cuele en Cuña
274
[MANUAL
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VOLADURA DE ROCAS]
Los cálculos para los barrenos de destroza, zapateras y contorno, se realizan bajo el mismo criterio
de los cálculos para barrenos paralelos.

Cuele en Abanico:
Este tipo de cuele ha venido cayendo en desuso debido a la complejidad en la perforación, (Ver Fig.
11.46), los esquemas de cálculo de las cargas de estos barrenos se efectúan bajo los mismos
criterios de los cueles en V, los barrenos de contracuele se dimensionan empleando las siguientes
formulas:
PARAMETROS MEDIOS
NOM.
CUELE V
Alto del cuele:
Hc
42 Ø
Retiro (Debe cumplir B < L – 0,4):
B
23 Ø
Concentración de la Carga de Fondo:
qf
990 Ø2
Longitud de la Carga de Fondo:
lf
0,30 L
Concentración de la Carga de Columna:
qc
0,40 qf
Longitud de Retacado:
T
12 Ø
Número de Cuñas en Sentido Vertical:
Nc
3
Tabla 11.9. Diseño de los parámetros Medios del Cuele en V, como función del Ø
Los barrenos del cuele y los
de
contracuele,
deben
dispararse con detonadores
de microrretardo.
Los abanicos pueden ser
horizontales
o
perforados
hacia arriba o hacia abajo.
Figura 11.46 – Disposición de Barrenos en un Cuele en Abanico

Cueles Instantáneos.
Este cuele es una variante de los cueles en V, consiste en perforar los barrenos en un haz mas
cerrado e iniciar todas las cargas simultáneamente. Se pueden lograr avances del orden del 80%
del ancho del túnel. Uno de los inconvenientes en el empleo de este tipo de cueles es la gran
proyección de escombros que hacen su dispersión muy alta, causando problemas para el saneo del
túnel por los equipos de carga.

Perforaciones en Galerías con Capas de Carbón
Las voladuras en avances de galerías con capas de carbón en el frente pueden ser muy variadas,
según las secciones de la excavación, potencia de las capas, inclinación de estas o disposición en el
frente.
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275
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
Los esquemas de perforación
deben
ser
paralelos
a
la
dirección de la estratificación,
rompiendo todos los barrenos
cargados hacia el hueco libre
creado en la capa de carbón.
Estos
cueles,
denominadas
también
ragaduras,
se
pueden hacer manualmente en
el carbón si este es blando, o
como es mas habitual que es
disparando
unos
barrenos
sobre el propio carbón con un
número de retardo bajo, (Ver
Fig. 11.47).
Figura 11.47 – Voladuras en Galerías con Capas de Carbón
Este procedimiento tiene el inconveniente de que al momento de salir la voladura el carbón se va a ver
contaminado con el estéril impidiendo su total recuperación, pero contrariamente es el método que
permite el mayor rendimiento en los avances. En capas con desprendimiento súbito de grisú, se
recomienda dejar algunos barrenos sin carga para permitir la desgasificación de carbón en el frente a
volar.

Optimización del Diámetro de los Barrenos.:
El empleo de cartuchos de emulsión en labores mineras subterráneas de túneles y galerías, presenta
las siguientes ventajas:
-
Una reducción considerable del número de barrenos.
-
Aumento en el espaciamiento de los barrenos lo que da como consecuencia una mayor dimensión
del retiro.
-
Ahorro en costes y tiempos de perforación, carga y retacado de los barrenos.
Considerando la tecnología de punta en los
equipos de perforación actualmente, existe una
dependencia entre el diámetro de los barrenos y
la sección de excavación (Ver Grafica 11.10);
aquí podemos ver como, en términos de
diámetro de los cartuchos, por debajo de 10m2
de sección se utilizan cargas de 30mm, entre 10
y 20 m2 de sección se utilizan cartuchos de 30
ó 35mm, en excavaciones de mas de 20 m2 los
de 40mm y por encima de 40m2, generalmente
en pozos, cartuchos de 50mm.
Como
puede
deducirse
fácilmente,
incremento en el diámetro de las cargas de
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un
Figura 11.48 – Diámetro de Cartuchos en función de
la Sección de la Excavación.
276
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
explosivo, lleva consigo a una reducción en el número de barrenos, utilizándose en ocasiones la
siguiente regla práctica: cada milímetro de aumento de los cartuchos de explosivo equivale a una
reducción del 3% del número de barreno. Por otro lado las cargas de mayor calibre trabajan con
dimensiones de retiro más grandes. La relación existente entre ambas variables es lineal.
En barrenos de gran diámetro es suficiente cargarlos con explosivo en un tercio de su longitud. El
explosivo actúa como una carga concentrada capaz de fragmentar y proyectar la roca situada entre
ambos barrenos.
Una ventaja del empleo de cartuchos de gran diámetro, es la reducción en en los tiempos de
perforación, carga de los barrenos y retacado como consecuencia del menor número de taladros. En la
excavación de túneles y galerías el ahorro de tiempo depende muy estrechamente del avance por pega,
pudiendo llegar a ser del 50% cuando estos avances llegan a los 3,50 mt, y se usan cartuchos de gran
diámetro. Todas estas ventajas se traducen en menores costes cuando se emplean barrenos de mayor
diámetro, como consecuencia de:
11.11.

Menor longitud de barreno perforado.

Menor número de detonadores requeridos.

Menores cargas.

Menor coste de mano de obra destinada a perforación y voladura.
EJEMPLO PRÁCTICO DE VOLADURAS EN TUNELES
Una galería de mina en roca con una constante de 0,4, se desea excavar mediante voladuras de barrenos
paralelos y cuele de cuatro secciones, conociendo las dimensiones geométricas y datos de perforación
saber:
DATOS DEL TUNEL
Ancho del túnel (AT):
4,50m
Alto de los hastíales (Ah):
4,00m
Flecha del Arco de Corona:
0,50m
Diámetro del cuele (Ø2):
102mm
Diámetro de perforación (Ø1):
45mm
Error de emboquille (e´):
20mm
Angulo barrenos del contorno (γ):
Desviación angular (α):
3°
10mm/m
EXPLOSIVO
Unid
RWS
Ρc (gr/cm3)
Peso (Kg)
ANFO
Saco
1,09
0,80
30,0
Caja
0,96
1,20
25,0
Emulsión Senatel Ultrex
Ø = 25mm (0,59 Kg/m)
Ø =32mm (0,97 Kg/m),
Ø =38 (1,36Kg/m)mm
a)
AVANCE
L = 3,2m
X = 3,0m
b)
CUELE Y CONTRACUELE
1ra. Sección
2da. Sección
B = 1,7 Ø2 = 1,7 x 102mm x 10-3 = 0,17m
Ah = √2B2 = √2 x (0,12 – 0,05) = 0,10m
B1 = 0,12-m
Como B2 ≤ Ah, se eligen los cartuchos de 32mm
q1 = 0,58kg/m ~ 0,59 kg/m con Ø = 25mm
B2 = 0,16m
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
277
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
T = 10 D1 = 10 x 45mm x 10-3 = 0,45m
T = 0,45m
Ah = √2B1 = √2 x 0,12 = 0,17m
Ah = √2B1 = √2 x (0,16 + 0,17/2) = 0,35m
Lc = L – T = 3,20 – 0,45 = 2,75m
Qb = lc x q1 = 2,75m x 0,97kg/m = 2,62kg
Qb = lc x q1 = 2,75m x 0,58kg/m = 1,59kg
3ra. Sección
4ta. Sección
Ah = √2B3 = √2 x (0,12 – 0,05) = 0,10m
Ah = √2B4 = √2 x (0,37 + 0,35/2 – 0,05) = 0,70m
Para los cartuchos de mayor diámetro
B = 0,67m
q1 = 1,36 kg/m con Ø = 38mm
B4 = 0,62m
B = 0,42m
T = 0,45m
B3 = 0,37m
Ah = √2B4 = √2 x (0,62 + 0,77/2) = 1,42m
T = 0,45m
Qb = lc x q1 = 2,75m x 1,36kg/m = 3,67kg
Ah = √2B3 = √2 x (80,37 + 0,35/2) = 0,77m
Qb = lc x q1 = 2,75m x 1,36kg/m = 3,67kg
c)
ZAPATERAS
Con Ø = 38mm, q1 = 1,36kg/m
Bz = 1,14m
B = 1,36m
If = 1,43m
NB = (4,50 – 1,36) = 3,30 ~ 3 + 2barrenos laterales = 5
Ic = L – If = 2,75 – 1,43 = 1,32m
Sz = 1,21m
qc = 0,7 x 1,36 = 0,95 kg/m – 0,97 kg/m,
S´z = 1,04m
con Ø = 32mm
d)
CONTORNO DEL TECHO
Se usan cartuchos de 25mm, con q1 = 0,59kg/m
qlc = 90D21 = 0,18 kg/m,
Sct = 15D = 0,68m
(Que es mucho menor que 0,59 kg/m)
Bct = Sct/(0,80- L x sen 3° - 0,05) = 0,62m
NB = (4,7/0,68) + 2 = 8
Qbt = 1,77kg
e)
CONTORNO DE LOS HASTIALES
La longitud de contorno que queda para los 4,00mt de altura es :
4,00 – Bz – Bct = 4,00 – 1,14 – 0,62 = 2,24m
Sch = 2,24/2 = 1,12m
con f = 1,2 y S/B = 1,25, se tiene
If = 1,40m
Bch = 1,33 - L x sen 3° - 0,05 = 1,12m
Ic = 1,35m
NB = 2,24/(1,33 x 1,25) + 2 = 3
Qb = 3,2kg
f)
DESTROZA
Como el lado de la 4ta sección es Ah´= 1,42m, y el retiro practico de los barrenos de contorno de hastial es
Bh = 1,12m, el espacio que queda disponible para la anchura del túnel AT = 4,5m, es:
4,5 – 1,42 – 1,12 x 2 = 0,84m
4,5 – 1,42 – 1,14 – 0,62 = 1,32m
B = 1,21 – 0,05 = 1,16m , para f = 1,45
Sin embargo se utiliza B = 0,84m, debido a las dimensiones horizontales del túnel, para los barrenos
superiores;
B = 1,33 – 0,05 = 1,28m
Como la diferencia es solo de 5cm, se hace B = 1,32
Pero si se resta la altura del túnel
La carga de destroza = hastíales, entonces
A´h = 1,42Bz = 1,42
Qb = 3,2kg
Bct = 0,62, se tiene
4,50 – 1,42 – 1,14 – 0,62 = 1,32m
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
278
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
g)
RESUMEN
▪ Cuele y contracuele = 16 barrenos
▪ Superficie del túnel:
18m2
(4 x 1,59) + (4 x 2,62) + (8 x 3,67) = 46,21kg
▪ Zapateras: 5 barrenos
▪ Volumen de roca arrancado:
54m3
( 5 x 3,20) = 16kg
▪ Destroza: 5 barrenos
▪ Consumo Especifico de Explosivo:
2,06kg/ m3
(5 x 3,20) = 16,00kg
▪ Contorno de techo: 8 barrenos
▪ Número Total deBarrenos:
(8 x 1,77) = 14,16kg
40
▪ Contorno de hastíales: 6 barrenos
▪ Longitud Total Perforado:
(6 x 3,20) = 19,20kg
▪ Carga total de voladura:
128m
111,57kg
▪ Perforación Especifica:
2,2m/m3
11.12.
NUEVAS TENDENCIAS DE VOLADURAS EN TUNELES
Una diferencia en las operaciones subterráneas es el hecho de que los parámetros de voladura deben
adecuarse a un contorno específico, la excavación de los denominados “Tiros” es difícil debido a que es
común trabajar en un área estrecha, ruidosa y con frecuencia húmeda, siendo de alto riesgo por derrumbes,
desprendimientos o desplomes de rocas, siendo el avance lento para poder tomar las medidas que permitan
estabilizar el techo del túnel.
Debido a estos factores, se han desarrollado diseños en los esquemas de los tiros que han sido
propuestos, evaluados y perfeccionado mediante el uso de nuevos explosivos y nuevas técnicas que han
repercutido en mejoras en los avances, esquemas de tiro optimizados y sobre todo menor efecto sobre la
geotecnia del contorno del túnel. De estos nuevos esquemas podemos hacer mención de:
11.12.1.
BARRENADO Ó PERFORACIÓN EN ANILLOS
Dada esta situación, se han desarrollado métodos para ser aplicados en avances horizontales y que son
comunes para avances verticales (chimeneas, pozos, etc), a las operaciones mineras subterráneas;
hablamos del diseño de “barrenado de anillos con barrenos verticales”.
Figura 11.49 – Barrenado de Anillos
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
Figura 11.50 – Barrenado en Pirámide
279
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
Existen tres métodos comúnmente utilizados para volar anillos circulares, el barrenado de anillos con
perforaciones horizontales (Ver Fig. 11.49), y el realizado con cortes en pirámide (Ver Fig. 11.50), así
como el empleo de voladuras de banqueo (Para túneles de gran sección). En este punto desarrollaremos
el diseño de anillos con barrenos horizontales, para lo cual lo primero que se debe hacer es determinar
ciertos parámetros de diseño:
Para determinar el Burden y los demás parámetros, se consideran las siguientes formulas:
Bmax  0,012 

2SGe
 1,5  De
SGf
Diametro del Explosivo (mm)
NR
Número de Anillos
RSH
Radio de la Voladura (m)
B
Retiro (m)
(31)
Bd
Retiro Real
RSH
Radio de la Voladura (m)
B
Número de Anillos
(32)
S
Espaciamiento (m)
B
Retiro (m)
NH
Número de barrenos por anillo
(33)
Rr
Radio del anillo (m)
S
Espaciamiento (m)
NH
Número de barrenos por anillo
(34)
Rr
Radio del anillo (m)
S1
Espaciamiento Real (m)
L
Avance (m)
B
Retiro (m)
Sp
Sobreperforación (m)
B
Retiro (m)
T
Taco (m)
B
Retiro (m)
Profundidad de Avance
(35)
Sobreperforación
Sp  0,30B

Densidad de la Roca (gr/cm³)
De
Espaciamiento Real por Anillo
L  2B

Densidad del Explosivo (gr/cm³)
SGf
Número de Barrenos por Anillo
2 Rr
S1 
NH

SGe
Espaciamiento de los Barrenos en Cada Anillo (Estimado)
2 Rr
NH 
S

(30)
2 RSH
2 N R  1
SB

Factor de Corrección
Retiro Real:
Bd 

0,012
Numero de Anillos:
B

 RSH  
2
NR  
1
B

(29)
(36)
Taco (Retaqueo)
T  0,50B
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Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
(37)
280
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]

Angulo de Ajuste

L0  0,1  H Tg 2o


(38)
Lo
Angulo de Ajuste (m)
H
Profundidad del barreno (m)
Ejemplo Práctico de Voladuras en Túneles.
Se quiere realizar una voladura en una galería donde la sección de la misma es de 7,0m, a trabajar en una roca
con una densidad (ρr=2,60gr/cm³), contando con explosivo a base de emulsión de alta densidad tipo Magnum
(ρEEM=1,26gr/cm³), y contando con un Jumbo de perforación que tiene una mecha de 38mm de diámetro para
realizar los avances de perforación. Calcular el volumen total de avance de la voladura y el factor de carga por
voladura de este trabajo.
Se comienza calculando el retiro:
(1)
B máx =0,012 x
2SGe
2 x1,26 gr / cm3
 1,5  De = 0,012 x
 1,5  38mm = 1,13m
SGf
2,60 gr / cm3
Luego se calcula el número de anillos:
B
1,13m
3,5m 
2  1=
2  1 = 3,61 ≈ 4
B
1,13
RSH 
(2)
NR =
(3)
Y el Retiro real: Bd =
(4)
Se calcula ahora el Espaciamiento:
(5)
El número de barrenos por anillo, y el
2 RSH
2 x3,5m
=
= 1,0m
2 NR  1 (2 x 4)  1
S=B=1
(6) Espaciamiento Real por Anillo:
Anillo 1: NH1 =
2 x(0,50m) x
1
= 3,14 = 3
S1 =
2 Rr 2 x0,5 x
=
= 1,05m
NH
3
Anillo 2: NH1 =
2 x(1,50m) x
1
= 9,42 = 9
S2 =
2 Rr 2 x1,5 x
=
= 1,05m
NH
9
Anillo 3: NH1 =
2 x(2,50m) x
1
S3 =
2 Rr 2 x 2,5 x
=
= 1,05m
NH
16
Anillo 4: NH1 =
2 x(3,50m) x
1
S4 =
2 Rr 2 x3,5 x
=
= 1,0m
NH
22
= 15,70 = 15
= 21,99 = 22
Se obtienen así un total de 49 barrenos para esta voladura
(6)
Seguidamente se calcula la Profundidad de Avance: L = 2B = 2x1,0m = 2,0m
(7)
La sobreperforación: Sp= 0,30B = 0,30 x 1,0m = 0,30m
(8)
El Taco: T = 0,50B = 0,50 x 1,0m = 0,50m
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Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
281
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
(9)
El Angulo de Ajuste: Lo = 0,1 x Hx(Tag 2°) = 0,1 x 2,30m x (Tag 2°) = 0,18m
(10) Explosivo a utilizar en la voladura:
(38mm) 2 x
x 1,26gr/cm³ =
4.000
Qc = NHT x Pc x de = 49 x (2,30m – 0,50m) x
Qc= 49 x 1,8m x 1,43 Kg/m = 126,03 Kg
(11) El volumen total a volar: VTtal = R2 x H x π = (3,5m)2 x 2,30m x π = 88,51m3
(12) Factor de Carga:
11.12.2.
Fc =
( KgExpl
VTtal
=
126,03Kg
88,51m3
= 1,42 Kg/m3
BARRENADO “METODO BERTA”
Este método toma como patrón de cálculo los valores energéticos del explosivo, la roca que se tenga
sobre el tipo de trabajo que se va a desarrollar, el tipo de roca presente y la geometría de la excavación;
para hacer un análisis concienzudo en el diseño de los patrones de perforación y carga en túneles, según la
sección de diseño requerida.
El diseño de la voladura, adopta todos los parámetros operativos a fin de aplicarlos en la solución de las
ecuaciones de balance de energía sobre la base de los siguientes datos:
1.
Descripción
Unid
Ie
Impedancia
Kg/m²/seg
Ɛ
Energía Especifica
ρe
Densidad
Ir
Impedancia
Características de los Explosivos:
2.
Características de la Roca:
3.
Características de la Perforación:
4.
Nom
Requerimiento de Voladura:
MJ/Kg
Kg/m³
Kg/m²/seg
Ɛs
Energía Especifica de la Superficie
Øe
Diámetro de Expansión
m
Øc
Diámetro de Carga
m
DM
Tamaño Máximo de Roca Volada
m
MJ/Kg
Conocido el trabajo, se definen las variables que serán empleadas para el cálculo, mediante un listado
de estas:
Descripción
Símbolo
Unidad
Amplitud de la Vibración
a
m
Aceleración
ac
m/s2
Burden (Retiro)
B
m
Consumo Especifico Explosivo
c
Kg/m3
Velocidad Sísmica
C
m/s
Clasificación por Tamaño
dimensional de fragmentos
Tamaño Máximo de Material
Dm
m
DM
m
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
Descripción
Energía transmitida por Unidad de
Tiempo
Símb
Unidad
W
J/m2s
Advance in tunnel rounds
W
m
Gravedad Especifica
Δc
(-)
Energía Expuesta en Roca Fracturada
Ɛa
J
Energía Expuesta en Roca Triturada
Ɛb
J
Ɛc
J
Ɛd
J
Energía Expuesta en Roca
Desplazada
Energía Expuesta en Roca Sobre
282
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
Volado
triturada
Energía Expuesta en Roca en el Aire
Ɛe
J
Ɛf
J
Ɛg
J
Ɛss
J
Ɛ
J
Ɛ*
J/kg
Factor de Impedancia
ƞ1
(-)
Factor de Acoplamiento
ƞ2
(-)
Factor de Rotura
ƞ3
(-)
Θr
Pa
Θt
Pa
Fuerza de Tensión en la Roca
Θtr
Pa
Modulo de Elasticidad
E
Pa
Frecuencia de Vibración
f
1/s
Aceleración Gravitacional
g
m/s2
Altura de Banco
H
m
Energía Especifica en Superficie
Inclinación de Perforación
i
(°)
Energía por Unidad de Masa
Impedancia del Explosivo
Ie
Kg/m2s
Impedancia de la Roca
Ir
Kg/m2s
Momento de Inercia
I
1/m4
Longitud de la Perforación
L
m
(fly rock)
Energía Expuesta en Roca
Deformada
Energía Expuesta en el Efecto
Sísmico
Total de Energía Transmitida en la
Roca (Referida por Unidad de Masa)
Componente Radial de la Fuerza
Momento Estático
M
Kg x m
Presión Especifica
Ps
Pa
Densidad de Carga
qc
Kg/m
Cantidad de Explosivo
Q
Kg
Densidad del Explosivo
Ρe
Kg/m3
Distancia entre Perforaciones
R
m
Densidad de la Roca
Ρr
Kg/m3
s
m2/m3
Fuerza de Compresión en la Roca
σc
Pa
Espaciamiento entre Hoyos
S
m
Fuerza de Tensión en la Roca
σtr
Pa
Sobre perforación
St
m
Coeficiente de Fricción
Φ
(-)
Periodo de Vibración
T
s
Diámetro de Carga
Øc
m
Velocidad de Vibración
v
m/s
Diámetro del Hoyo
Øf
m
Volumen
V
m3
Angulo de la Reposo de la Pila
Ψ
(-)
VOD
m/s
Superficie recién formada referida
por Unidad de Volumen
Velocidad de Detonación
Dinámica en la Roca
Componente Tangencial de la Fuerza
Dinámica en la Roca
En primera fase se debe calcular el Consumo Especifico de Explosivo (c) en la voladura, una vez determinado
este se procede a calcular el Retiro (B) entre los barrenos que conforman el Cuele y posteriormente se define
la distancia, para esto se emplean las formulas:
qi  RWSANFO
f  c  ( S / B)
Determinadas las formulas que se emplean para el calculo, podemos observar que:
Definidos estos parámetros, se suministran las siguientes tablas:
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
283
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
Densidad
EXPLOSIVO
Energía por Unidad
de Masa
Impedancia
ρe
Ie
Ie*
10^6 (Kg/m²/seg)
Kg/m³
Ɛ
MJ/Kg
Gomma A
1,55
11,63
9,30
6,74
Hidrogel 1
1,45
9,50
7,60
4,52
Hidrogel 2
1,42
8,66
6,93
4,44
Emulsión Sísmica
1,55
10,23
8,18
4,00
HidroPent >D
1,55
12,25
9,80
7,47
Emulsión Ultrex
1,20
3,89
3,11
2,66
Dinamita Gelatinosa
1,15
4,83
3,86
3,52
Dinamita Permisible
1,15
4,60
3,68
2,79
Mezcla Vulcan 20/80
1,05
4,73
3,78
3,90
Emulsión Cava 2
1,05
4,78
3,82
4,31
Emulsión Cava 1
1,00
3,80
3,04
4,16
ANFO
0,80
1,84
1,47
3,66
Ie* : Impedancia del explosivo preparado para ser detonado con Condón Detonante
Tabla 11.10 – Características de los Productos Explosivos más Utilizados en Labores Subterráneas
para la Excavación por Voladura de Túneles.
Ρe
C
Ie
Energía Especifica
de Superficie
Ɛ
Kg/m³
m/s
10^6 (Kg/m²/seg)
10^3 (MJ/Kg)
Granito
2,70
5.000
13,50
1,68
Sienita
2,60
4.200
11,00
1,53
Gabro
2,60
4.200
11,00
1,51
Peridotita
3,20
5.000
16,00
1,93
Porfirita
2,80
5.200
14,56
1,61
Basalto
2,90
5.400
15,66
1,65
Diabasa
3,10
5.000
15,50
1,92
Arenisca
2,25
2.750
6,10
1,18
Cuarcita
2,65
4.500
11,93
1,63
Caliza
2,60
4.000
10,40
1,47
Dolomita
2,65
4.000
10,60
1,54
Marga
2,55
2.500
6,38
1,10
Tufa
2,10
2.100
2,94
1,10
Yeso
2,50
2.500
5,75
1,10
Halita
3,50
3.500
7,70
1,10
Treavertino
2,80
2.800
5,88
1,16
Anfibolita
3,00
4.500
13,50
2,84
Gneis Granítico
2,70
5.000
13,50
1,81
Serpentinita
2,65
4.200
11,13
1,35
Caliza Esquistosa
2,60
3.100
8,06
1,44
Conglomerado
-
-
-
0,60 – 1,60
Mineralización
-
-
-
0,80 – 1,80
Densidad
TIPO DE ROCA
Vel.Sísmica
Impedancia
Tabla 11.11 – Características de los Diferentes Tipos de Rocas donde aplican Labores Subterráneas
para la Excavación por Voladura de Túneles.
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
284
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
Gomma A
0,65
0,76
0,84
0,90
0,94
0,97
0,98
0,99
1,00
1,00
1,00
0,99
0,98
0,97
Gomma A (*)
0,74
0,84
0,91
0,95
0,98
0,99
1,00
1,00
0,99
0,98
0,97
0,96
0,94
0,93
Hidrogel 1
0,73
0,83
0,90
0,95
0,98
0,99
1,00
1,00
0,99
0,99
0,98
0,96
0,95
0,94
Hidrogel 1 (*)
0,81
0,90
0,96
0,99
1,00
1,00
0,99
0,98
0,97
0,97
0,93
0,91
0,89
0,87
Hidrogel 2
0,76
0,86
0,93
0,97
0,99
1,00
1,00
0,99
0,99
0,95
0,96
0,94
0,93
0,91
Hidrogel 2 (*)
0,84
0,93
0,97
0,99
1,00
0,99
0,98
0,97
0,95
0,93
0,91
0,89
0,86
0,84
Emulsión Sísmica
0,70
0,81
0,88
0,93
0,96
0,99
1,00
1,00
1,00
0,99
0,99
0,98
0,96
0,95
Emulsión Sísmica (*)
0,78
0,88
0,94
0,98
0,99
1,00
1,00
0,99
0,98
0,96
0,95
0,93
0,91
0,89
HidroPent >D
0,63
0,74
0,82
0,88
0,93
0,96
0,98
0,99
1,00
1,00
1,00
1,00
0,99
0,98
HidroPent >D (*)
0,72
0,82
0,89
0,94
0,97
0,99
1,00
1,00
1,00
0,99
0,98
0,97
0,96
0,94
Emulsión Ultrex
0,98
1,00
0,98
0,95
0,92
0,88
0,84
0,81
0,77
0,74
0,71
0,68
0,,65
0,63
Emulsión Ultrex (*)
1,00
0,98
0,95
0,90
0,85
0,81
0,76
0,72
0,69
0,65
0,62
0,59
0,57
0,54
Din. Gelatinosa
0,95
0,99
1,00
0,99
0,97
0,94
0,91
0,88
0,85
0,82
0,79
076
0,74
0,71
Din. Gelatinosa (*)
0,98
1,00
0,98
0,95
0,92
0,88
0,84
0,80
0,77
0,74
0,71
0,68
0,65
0,63
Din. Permisible
0,96
1,00
1,00
0,98
0,96
0,93
0,90
0,86
0,83
0,80
0,77
0,74
0,72
0,69
Din. Permisible (*)
0,99
1,00
0,98
0,94
0,90
0,86
0,82
0,79
0,75
0,72
0,69
0,66
0,63
0,61
Vulcan M20/80
0,95
0,99
1,00
0,99
0,96
0,93
0,90
0,87
0,84
0,81
0,78
0,76
0,73
0,70
Vulcan M20/80 (*)
0,96
1,00
0,98
0,95
0,91
0,87
0,83
0,80
0,76
0,73
0,70
0,67
0,65
0,62
Emulsión Cava 2
0,95
0,99
1,00
0,99
0,96
0,93
0,90
0,87
0,84
0,81
0,78
0,76
0,73
0,70
Emulsión Cava 2 (*)
0,96
1,00
0,98
0,95
0,91
0,87
0,83
0,80
0,76
0,73
0,70
0,67
0,65
0,62
Emulsión Cava 1
0,96
1,00
0,98
0,95
0,91
0,87
0,83
0,80
0,76
0,73
0,70
0,67
0,63
0,62
Emulsión Cava 1 (*)
1,00
0,98
0,94
0,89
0,84
0,79
0,75
0,71
0,67
0,64
0,61
0,58
0,56
0,53
ANFO
0,94
0,86
0,79
0,72
0,66
0,61
0,56
0,53
0,49
0,46
0,43
0,41
0,39
0,37
ANFO (*)
0,88
0,79
0,70
0,63
0,57
0,52
0,48
0,45
0,42
0,39
0,37
0,35
0,33
0,31
EXPLOSIVO
Tabla 11.12 – Valores de ƞ1 Característico de los Diferentes Tipos de Explosivos respecto a su Empleo en Rocas con
Valores de Impedancia en el Rango de 3 a 6 x 10^6
Øe/ Øc
Ƞ2
Øe/ Øc
Ƞ2
1,00
1
1,45
0,39
1,05
0,88
1,50
0,36
1,10
0,78
1,60
0,31
1,15
0,70
1,70
0,27
1,20
0,62
1,80
0,23
1,25
0,56
1,90
0,20
1,30
0,51
2,00
0,18
1,35
0,47
2,25
013
1,40
0,43
2,50
0,10
Tabla 11.13 – Valores de ƞ2 con referencia a la Diferencia entre los Diámetros de los Barrenos del Cuele y los
de Carga (Øe/ Øc)
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
285
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
F
α
α m,1
1/ α m,1
F
α
α m,1
1/ α m,1
0
0
55
0,17
0,160
6,2
5
0,03
0,015
66,7
60
0,19
0,180
5,6
10
0,05
0,040
25,0
65
0,22
0,205
4,9
15
0,07
0,060
16,7
70
0,25
0,235
4,3
20
0,08
0,075
13,3
75
0,28
0,265
3,8
25
0,09
0,085
11,8
80
0,32
0,300
3,3
30
0,10
0,095
10,5
85
0,39
0,355
2,8
35
0,11
0,105
9,5
90
0,49
0,440
2,3
40
0,12
0,115
8,7
95
0,68
0,585
1,7
45
0,14
0,130
7,7
100
1,0
0,840
50
0,15
0,145
6,9
1,2
212,8
Tabla 11.14 – Valores de α m,1 calculados de la Grafica:” Curva de Distribución de Tamaño Típica de
Voladura de Rocas con Explosivos” , para el calculo de la superficie especifica en Voladuras
11.13.
11.14.
11.15.

e)
f)
g)
h)
i)

Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
286
[MANUAL
DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA DE ROCAS]
12.
límites de velocidad pico por si te sirven de algo.
Según Siskind (1997) límite aparición grietas o roturas en túneles y galerías de minas abandonadas es de
245 - 305 mm/s
Según Dowding y Rozen (1978) el límite es de 20 - 40 mm/s para agrietamientos menores en tuneles
revestidos de hormigón.
y de 40 - 80 mm/s daños menores y casos de colapso parcial en túneles revestidos por ladrillos.
Ing. José L. Contreras
Prof. de la Catedra Perforación y Voladura de Rocas
287