Voladura de Rocas en Minera Subterrnea

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    13-May-2017

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  • Mtodos de corte en minera subterrnea

    El principio de la palabra voladura de tneles reside en la apertura de una cavidad inicial,

    denominada corte, cuele o arranque, destinada a crear una segunda cara libre de gran

    superficie para facilitar la subsiguiente rotura del resto de la seccin, de modo que los

    taladros del ncleo y de la periferia puedan trabajar destrozando la roca en direccin hacia

    dicha cavidad.

    La profundidad del corte debe ser igual a la estimada para el avance del disparo, cuando

    menos. La ubicacin influye en la facilidad de proyeccin del material roto, en el

    consumo del explosivo y el nmero de taladros necesarios para el disparo. Por lo general,

    si se localiza cerca de uno de los flancos (a) se requerir menos taladros en el frontn;

    cerca al techo (b) proporciona buen desplazamiento y centrado de la pila de escombros,

    pero con mayor consumo de explosivo; al piso (c) es conveniente slo cuando el material

    puede caer fcilmente por desplome. En general, la mejor ubicacin es al centro de la

    seccin ligeramente por debajo del punto medio (d).

    Mtodos de corte

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/metodos-de-voludara-e1379295351370.jpg

  • Corresponden a las formas de efectuar el disparo en primera fase para crear la cavidad de

    corte, que comprenden dos grupos:

    1. Cortes con taladros en ngulo o cortes en diagonal.

    2. Cortes con taladros en paralelo.

    Cortes en diagonal

    Su efectividad consiste en que se preparan en forma angular con respecto al frente del

    tnel, lo que permite que la roca se rompa y despegue en forma de descostre sucesivo

    hasta el fondo del disparo.

    Cuanto ms profundo es el avance, tanto ms taladros diagonales deben ser perforados en

    forma escalonada, uno tras otro conforme lo permita el ancho del tnel.

    Estos cortes se recomiendan sobre todo para roca muy tenaz o plstica por el empuje que

    proporcionan desde atrs. Tambin para las que tienen planos de rotura definidos, ya

    que dan mayor alternativa que el corte paralelo para atacarlas con diferentes ngulos.

    En su mayora se efectan con perforadoras manuales y su avance por lo general es menor

    en profundidad que con los cortes en paralelo (45 y 50% del ancho del tnel), pero tiene

    a su favor la ventaja de que no se congelan o sinterizan por exceso de carga o

    inadecuada distancia entre taladros, como ocurre frecuentemente con los cortes paralelos.

    Es indispensable que la longitud y direccin de los taladros sean proyectadas para que el

    corte se ubique simtricamente a una lnea imaginaria y que no se perfore excesivamente.

    Se disponen por parejas, con tendencia a casi juntarse en la parte ms profunda para lograr

    un efecto combinado de las cargas, especialmente en rocas difciles de romper (duras,

    estratificadas,etc.). Son ms incmodos para perforar porque el operador tiene que ver

    imaginariamente cmo estn quedando ubicados y orientados los taladros, para evitar que

    se intercepten.

    Respecto a la carga explosiva, los taladros de arranque, es decir los ms cercanos a la cara

    libre, no requieren una elevada densidad. sta puede disponerse ms bien en los ms

    profundos para tratar de conseguir alguna rotura adicional que compense la natural

    limitacin del avance debido a la propia perforacin.

  • Estos cortes son mayormente aplicados en tneles y galeras de corta seccin con taladros

    de pequeo dimetro. Los consumos promedios varan en cifras tan extremas como 0,4 a

    1,8 kg/m3.

    Adems de tneles, los cortes angulares especialmente en cua y abanico permiten abrir

    la rotura inicial en frentes planos sin caralibre, como es el caso de apertura de zanjas,

    pozos, etc. Estos cortes pueden clasificarse en tres grupos:

    1. Corte en cua de ejecucin vertical (wedge cut), corte encua de ejecucin horizontal

    (v o w) y corte piramidal. En los tres casos los taladros son convergentes hacia

    un eje o hacia un punto al fondo de la galera a perforar.

    2. Corte en abanico (fan cut) con diferentes variantes. En este caso los taladros son

    divergentes respecto al fondo de la galera.

    3. Cortes combinados de cua y abanico o paralelo y abanico. La geometra de arranque

    logrado con los cortes angulares bsicos se muestran en las siguientes figuras:

    Corte en pirmide o diamante (center cut)

    Comprende a cuatro o ms taladros dirigidos en forma de un haz convergente hacia un

    punto comn imaginariamente ubicado en el centro y fondo de la labor a excavar, de

    modo que su disparo instantneo crear una cavidad piramidal.

    Este mtodo requiere alta concentracin de carga en el fondo de los taladros (apex de la

    pirmide). Se le prefiere para piques y chimeneas.

    Segn la dimensin del frente puede tener una o dos pirmides superpuestas. Con este

    corte se pueden lograr avances de 80% del ancho de la galera; su inconveniente es la

    proyeccin de escombros a considerable distancia del frente.

    Corte en cua o en v (wedge cut)

    Comprende a cuatro, seis o ms taladros convergentes por pares en varios planos o niveles

    (no hacia un solo punto) de modo que la cavidad abierta tenga la forma de una cua o

    trozo de pastel. Es de ejecucin fcil aunque de corto avance especialmente en tneles

    estrechos, por la dificultad de perforacin.

  • La disposicin de la cua puede ser en sentido vertical horizontal. El ngulo adecuado

    para la orientacin de los taladros es de 60 a 70. Es ms efectivo en rocas suaves a

    intermedias, mientras que el de la pirmide se aplica en rocas duras o tenaces.

    Corte en cua de arrastre (drag o draw cut)

    Es prcticamente un corte en cua efectuado a nivel del piso de la galera, de modo que

    el resto del destroce de la misma sea por desplome. Se emplea poco en tneles, ms en

    minas de carbn o en mantos de roca suave.

    Corte en abanico (fan cut)

    Es similar al de arrastre pero con el corte a partir de uno de los lados del tnel,

    disponindose los taladros en forma de un abanico (divergentes en el fondo). Tambin se

    le denomina corte de destroce porque se basa en la rotura de toda la cara libre o frente

    de ataque del tnel. Poco utilizado porque requiere decierta anchura para conseguir

    unavance aceptable.

    Corte combinado de cua y abanico

    Usualmente recomendado para roca tenaz y dura, hasta elstica. til y muy confiable,

    aunque es difcil de perforar.

    Cortes en paralelo

    Como su nombre lo indica, se efectan con taladros paralelos entre s. Se han generalizado

    por el empleo cada vez mayor de mquinas perforadoras tipo Jumbo, que cuentan con

    brazos articulados en forma de pantgrafo para facilitar el alineamiento y dar precisin

    en la ubicacin de los mismos en el frente de voladura.

    Los taladros correspondientes al ncleo y a la periferia del tnel tambin son paralelos en

    razn de que es virtualmente imposible perforar en diagonal con estas mquinas. Todos

    tienen la misma longitud llegando al pretendido fondo de la labor.

    El principio se orienta a la apertura de un hueco central cilndrico, que acta como una

    cara libre interior de la misma longitud que el avance proyectado para el disparo. La

    secuencia de voladura comprende tres fases; en la primera son disparados casi

    simultneamente los taladros de arranque para crear la cavidad cilndrica; en la segunda,

  • los taladros de ayuda del ncleo rompen por colapso hacia el eje del hueco central a lo

    largo de toda su longitud, ampliando casi al mximo la excavacin del tnel, tanto hacia

    los flancos como hacia el fondo; por ltimo salen los taladros de la periferia (alzas,

    cuadradores y arrastres del piso) perfilando el tnel con una accin de descostre.

    El perfil o acabado final de la pared continua del tnel, depende de la estructura geolgica

    de la roca, bsicamente de su forma y grado de fisuramiento natural (clivaje,

    diaclasamiento, estratificacin) y de su contextura.

    El hueco central debe tener suficiente capacidad para acoger los detritos creados por el

    disparo de los primeros taladros de ayuda, teniendo en cuenta el natural esponjamiento

    de la roca triturada, de modo que se facilite la expulsin (trow) del material de arranque,

    despus de las segundas ayudas y los taladros perifricos.

    Para diferentes dimetros de taladros se requieren diferentes espaciamientos entre ellos.

    Es importante la precisin de la perforacin para mantener estos espacios y evitar la

    divergencia o convergencia de los taladros en el fondo con lo que puede variar el factor

    de carga. La densidad y distribucin de la columna de explosivo, en muchos casos

    reforzada, as como la secuencia ordenada de las salidas son determinantes para el

    resultado del corte.

    Usualmente los taladros de arranque se disparan con retardos de milisegundos y el resto

    del tnel con retardos largos, aunque en ciertos casos los microretardos pueden ser

    contraproducentes.

    Estos cortes son aplicados generalmente en roca homognea y competente, son fciles y

    rpidos de ejecutar pero como contraparte no siempre dan el resultado esperado, ya que

    cualquier error en la perforacin (paralelismo y profundidad), en la distribucin del

    explosivo o el mtodo de encendido se reflejar en mala formacin de la cavidad, o en la

    sinterizacin (aglomeracin) de los detritos iniciales que no abandonan la cavidad a su

    debido tiempo, perjudicando la salida de los taladros restantes. Si la carga explosiva es

    demasiado baja, el arranque no romper adecuadamente, y si es muy elevada la roca,

    puede desmenuzarse y compactar, malogrando el corte lo que afectar todo el disparo.

    Adems del corte cilndrico con taladros paralelos se efectan otros esquemas, como el

    corte paralelo escalonado, con el que se consigue un hueco o tajada inicial de geometra

    cuadrangular y de amplitud igual al ancho de la labor, cuyo desarrollo comprende un

  • avance escalonado por tajadas horizontales o escalones, con taladros de longitudes

    crecientes intercalados, que se disparan en dos fases.

    El disparo de la primera fase rompe la mitad del tnel por desplome, dejando un plano

    inclinado como segunda cara libre, sobre la que actuarn los taladros de la segunda fase

    por accin de levante. Estos cortes son adecuados para rocas estratificadas, mantos de

    carbn, rocas fisuradas o incompetentes.

    Tipos de cortes paralelos

    Los esquemas bsicos con taladros paralelos son:

    - Corte quemado.

    - Corte cilndrico con taladros de alivio.

    - Corte escalonado por tajadas horizontales.

    Todos ellos con diferentes variantes de acuerdo a las condiciones de la roca y la

    experiencia lograda en diversas aplicaciones.

    Corte quemado

    Comprende un grupo de taladros de igual dimetro perforados cercanamente entre s con

    distintos trazos o figuras de distribucin, algunos de los cuales no contienen carga

    explosiva de modo que sus espacios vacos actan como caras libres para la accin de los

    taladros con carga explosiva cuando detonan.

    El diseo ms simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacos en los vrtices y

    uno cargado al centro. Para ciertas condiciones de roca el esquema se invierte con el

    taladro central vaco y los cuatro restantes cargados.

    Tambin son usuales esquemas con seis, nueve y ms taladros con distribucin

    cuadrtica, donde la mitad va con carga y el resto vaco, alternndose en formas

    diferentes, usualmente tringulos y rombos. Esquemas ms complicados, como los

    denominados cortes suecos, presentan secuencias de salida en espiral o caracol.

    Como los taladros son paralelos y cercanos, las concentraciones de carga son elevadas,

    por lo que usualmente la roca fragmentada se sintetiza en la parte profunda de la

    excavacin (corte). Esto no permite las condiciones ptimas para la salida del arranque.

  • Lo contrario ocurre con los cortes cilndricos. Los avances son reducidos y no van ms

    all de 2,5 m por disparo, por lo que los cortes cilndricos son preferentemente aplicados.

    Corte cilndrico

    Este tipo de corte mantiene similares distribuciones que el corte quemado, pero con la

    diferencia que influye uno o ms taladros centrales vacos de mayor dimetro que el resto,

    lo que facilita la creacin de la cavidad cilndrica. Normalmente proporciona mayor

    avance que el corte quemado.

    En este tipo de arranque es muy importante el burden o distancia entre el taladro grande

    vaco y el ms prximo cargado, que se puede estimar con la siguiente relacin: B = 0,7

    x dimetro del taladro central (el burden no debe confundirse con la distancia entre

    centros de los mismos, normalmente utilizada).

    En el caso de emplear dos taladros de gran dimetro la relacin se modifica a: B = 0,7 x

    2 dimetro central. Una regla prctica indica que la distancia entre taladros debe ser de

    2,5 dimetros.

    Cmo determinar los clculos para perforacin y carga

    1. Estime un dimetro grande en relacin con la profundidad del taladro que permita al

    menos un avance de 95 % por disparo. Como alternativa perfore varios taladros de

    pequeo dimetro de acuerdo con la siguiente frmula:

    1 = 2 x n

    donde:

    1: dimetro grande supuesto.

    2: dimetro grande empleado.

    n: nmero de taladros grandes.

    2. Calcule el burden mximo en relacin con el dimetro grande de acuerdo a la siguiente

    frmula:

    Primer cuadriltero: B ~ 1,5

    donde:

  • B: burden mximo = distancia del hueco grande al hueco pequeo, en m.

    : dimetro del hueco grande.

    Para cuadrilteros subsiguientes: B ~ A

    donde:

    B: burden mximo, en m.

    A: ancho de apertura o laboreo, en m.

    3. Siempre calcule la desviacin de la perforacin, para lo cual una frmula adecuada es

    la siguiente:

    F = B (0,1 0,03 H)

    donde:

    F: desviacin de la perforacin, en m.

    B: burden mximo, en m.

    H: profundidad del taladro, en m.

    Para obtener el burden prctico, reducir el burden mximo por la desviacin de la

    perforacin (F).

    4. Siempre perfore los taladros segn un esquema estimado. Un taladro demasiado

    profundo deteriora la roca y uno demasiado corto deja que parte de la roca no se fracture.

    As, las condiciones desmejoran para la siguiente ronda disminuyendo el avance por

    disparo como resultado final.

    5. Calcule siempre las cargas en relacin con el mximo burden y con cierto margen de

    seguridad.

    6. Seleccione el tiempo de retardo de manera que se obtenga suficiente tiempo para que

    la roca se desplace. Los dos primeros taladros son los ms importantes.

    7. Factores a considerar para conseguir ptimo resultado cuando se emplean cortes

    paralelos.

  • Diseo bsico para voladurasubterrnea en tnel

    El trazo o diagrama de distribucin de taladros y de la secuencia de salida de los mismos

    presenta numerosas alternativas, de acuerdo a la naturaleza de la roca y a las

    caractersticas del equipo perforador, llegando en ciertos casos a ser bastante complejo.

    Distribucin y denominacinde taladros

    Los taladros se distribuirn en forma concntrica, con los del corte o arranque en el rea

    central de la voladura, siendo su denominacin como sigue:

    Arranque o cueles

    Son los taladros del centro, que se disparan primero para formar la cavidad inicial. Por lo

    general se cargan de 1,3 a 1,5 veces ms que el resto.

    Ayudas

    Son los taladros que rodean a los taladros de arranque y forman las salidas hacia la cavidad

    inicial. De acuerdo a la dimensin del frente vara su nmero y distribucin

    comprendiendo a las primeras ayudas (contracueles), segundas y terceras ayudas (taladros

    de destrozo o franqueo). Salen en segundo trmino.

    Cuadradores

    Son los taladros laterales (hastiales) que forman los flancos del tnel.

    Alzas o techos

    Son los que forman el techo o bveda del tnel. Tambin se les denominan taladros de la

    corona. En voladura de recorte o smooth blasting se disparan juntos alzas y cuadradores,

    en forma instantnea y al final de toda la ronda, denominndolos en general, taladros

    perifricos.

    Arrastre o pisos

    Son los que corresponden al piso del tnel o galera; se disparan al final de toda la ronda.

    Nmero de taladros

  • El nmero de taladros requerido para una voladura subterrnea depende del tipo de roca

    a volar, del grado de confinamiento del frente, del grado de fragmentacin que se desea

    obtener y del dimetro de las brocas de perforacin disponibles; factores que

    individualmente pueden obligar a reducir o ampliar la malla de perforacin y por

    consiguiente aumentar o disminuir el nmero de taladros calculados tericamente.

    Influyen tambin la clase de explosivo y el mtodo de iniciacin a emplear.

    Se puede calcular el nmero de taladros aproximadamente, mediante la siguiente frmula

    emprica:

    Ntal.= 10 x A x H

    donde:

    A: ancho de tnel.

    H: altura del tnel.

    Ejemplo: Para un tnel de 1,80 m x 2,80 m = 5,04 m2

    Ntal.= 5 x 10 = 2,2 x 10 = 22 taladros

    O en forma ms precisa con la relacin:

    Nt = (P/dt) + (c x S)

    donde:

    P : circunferencia o permetro de la seccin del tnel, en m., que se obtiene con la frmula:

    P= A x 4

    dt: distancia entre los taladros de la circunferencia o perifricos que usualmente es de:

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/distancia-entre-taladros-segun-roca.jpg

  • c: coeficiente o factor de roca, usualmente de:

    S : dimensin de la seccin del tnel en m2 (cara libre)

    Ejemplo: para el mismo tnel de 5m2 de rea, en roca intermedia, donde tenemos:

    P= 5 x 4 = 2,2 x 4 = 8,8

    dt = 0,6

    c = 1,5

    S = 5 m2

    Aplicando la frmula: Nt = (P/dt) + (c x S)

    Tenemos:(8,8/0,6) + (1,5 x 5) = 14,7 + 7,5 = 22 taladros.

    Distancia entre taladros

    Se determinan como consecuencia del nmero de taladros y del rea del frente de

    voladura. Normalmente varan de 15 a 30 cm entre los arranques, de 60 a 90 cm en los de

    ayuda y de 50 a 70 cm entre los cuadradores. Como regla prctica se estima una distancia

    de 2 pies (60 cm) por cada pulgada de dimetro de la broca.

    Los taladros perifricos (alzas y cuadradores) se deben perforar a unos 20 a 30 cm del

    lmite de las paredes del tnel para facilitar la perforacin y evitar la sobrerotura.

    Normalmentese perforan ligeramente divergentes del eje del tnel para que sus topes

    permitan mantener la misma amplitud de seccin en la nueva cara libre a formar.

    Longitud de taladros

    Ser determinada en parte por el ancho til de la seccin, el mtodo de corte de arranque

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/coeficiente-de-roca.jpg

  • escogido y las caractersticas del equipo de perforacin. Con corte quemado puede

    perforarse hasta 2 y 3 m de profundidad; con corte en V solo se llega de 1 a 2 m. de

    tneles de pequea seccin. Para calcular la longitud de los taladros de corte en V, cua

    o pirmide se puede emplear la siguiente relacin:

    L= 0,5 x S

    donde:

    S: es la dimensin de la seccin del tnel en m2

    Cantidad de carga

    Depende de la tenacidad de la roca y de la dimensin del frente de voladura. Influyen: el

    nmero, dimetro, profundidad de los taladros y el tipo de explosivo e iniciadores a

    emplear.

    Se debe tener en cuenta que la cantidad de explosivo por m2 a volar, disminuye cuanto

    ms grande sea la seccin del tnel y aumenta cuanto ms dura sea la roca.

    En trminos generales puede considerarse los siguientes factores en kg de explosivos/m3

    de roca. En minera los consumos de dinamita varan generalmente entre 300 a 800 g/m3.

    Como generalidad, pueden considerar los siguientes factores para:

    En donde podemos considerar:

    - Rocas muy difciles: granito, conglomerado, arenisca.

    - Rocas difciles: arenisca sacaroide, arena esquistosa.

    - Rocas fciles: esquisto, arcilla, esquistos arcillosos, lutita.

    - Rocas muy fciles: arcilla esquistosa o rocas muy suaves.

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/factor-segun-tipo-de-roca.jpg

  • Valores estimados para galera con una sola cara libre, para disparos con 2 caras libres se

    pueden considerar valores de 0,4 a 0,6 kg/m3.

    Distribucin de la carga

    Movimiento de roca

    Volumen (V) = S x L

    donde:

    V: volumen de roca.

    S: dimensin de la seccin, en m2.

    L: longitud de taladros, en m.

    Tonelaje (t) = (V) x

    donde:

    : densidad de roca, usualmentede 1,5 a 2,5 (ver tablas).

    Cantidad de carga

    (Qt) = V x kg/m3

    donde:

    V: volumen estimado, en m3.

    kg/m3: carga por m3 (cuadro posterior)

    Carga promedio por taladro

    Qt/Nt

    donde:

    Qt: carga total de explosivo,en kg.

  • N tal.: nmero de taladros.

    En la prctica, para distribuir la carga explosiva, de modo que el corte o cual sea

    reforzado, se incrementa de 1,3 a 1,6 veces la carga promedio en los taladros del

    arranque, disminuyendo en proporcin las cargas en los cuadradores y alzas (que son los

    que menos trabajan, ya que actan por desplome).

    Caractersticas de los taladros de destroce

    Resumen

    1. Carga de fondo = L/3, donde L= longitud del taladro (para las alzas: L/6).

    2. Burden (B) no mayor de (L 0,40)/2.

    3. Espaciamiento (E) = 1,1 x Bhasta 1,2 x B (en los cuadradores).

    4. Concentracin de carga de fondo (CF) para:

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/explosivos-segun-tipo-de-roca.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/carga-segun-diametro-de-taladro.jpg

  • 5. Concentracin de carga de columna (CC) = 0,5 x CF, en kg/m3.

    6. Longitud del taco (T) = 0,5 x B, (en arrastres 0,2 x B).

    El esquema geomtrico general de un corte de cuatro secciones con taladros paralelos se

    indica en la siguiente figura.

    La distancia entre el taladro central de alivio y los taladros de la primera seccin no

    debera exceder de 1,7 x D2 para obtener una fragmentacin y salida satisfactoria de la

    roca. Las condiciones de fragmentacin varan mucho, dependiendo del tipo de explosivo,

    caractersticas de la roca y distancia entre los taladros cargados y vacos.

    Para un clculo ms rpido de las voladuras de tnel con cortes de taladros paralelos de

    cuatro secciones, se puede aplicar la siguiente regla prctica:

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/esquema-geometrico-de-corte.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2013/09/seccion-del-corte.jpg

  • Profundidad de los taladros

    En el corte de cuatro secciones, laprofundidad de los taladros puedeestimarse con la

    siguiente expresin:

    L = 0,15 + 34,1 x 2 39,4 x (2) al cuadrado

    donde:

    L: longitud de taladro, en m.

    2: dimetro del taladro de alivio, en mm.

    Cuando se utilizan varios taladros vacos, la ecuacin sigue vlida haciendo

    2 = 1 N tal.

    donde:

    2: dimetro de los taladros vacos, en m.

    N tal.: nmero de taladros.

    1: dimetro de taladros de produccin, en m.

    La concentracin lineal de carga para los taladros del arranque se calcula a partir de la

    siguiente expresin:

    q1= 55 x 1 (B/2) elevado a la 1,5 x (B 2/2)(c/0,4)(1/PRPanfo)

    donde:

    q1: concentracin lineal de carga, en kg/m.

    1: dimetro de produccin, en m.

    2: dimetro del taladro de alivio, en m.

    B: dimensin del burden, en m.

    C: constante de la roca.

    PRPanfo: potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO.

  • La potencia es, desde el punto de vista de aplicacin industrial, una de las propiedades

    ms importantes, ya que define la energa disponible para producir efectos mecnicos,

    entre otros y la podramos obtener de la siguiente frmula:

    PRPanfo= ((d Vd al cuadrado) / (d ANFO . V ANFO al cuadrado)) elevado a la 1/3

    donde:

    d= densidad de explosivo (g/cm3)

    Vd= velocidad de detonacin del explosivo (m/s)

    d ANFO= densidad del ANFO (g/cm3)

    V ANFO= velocidad de detonacin del ANFO (m/s)

    Ejemplo de clculo para voladura de tnel

    Clculo para excavacin de un tnel de 1.400 m. con 10,44 m2 de seccin, recta con perfil

    convencional sin recorte perifrico, en roca andestica, a perforar contaladros de 1 1/4

    (32 mm) y 2,40m de longitud, corte cilndrico contaladros paralelos. Explosivo,

    SEMEXSA 65 de 1 1/8 x 7, encendido con detonadores no elctricos de retardo corto

    para el arranque y de medio segundo para el ncleo.

    Clculo de carga:

    Cantidad de explosivo

    1. Volumen de material a mover por disparo

    V = S x p (rea de la seccin porprofundidad de taladro)

    V = 10, 44 x 2,40 m = 25 m3 de roca por disparo.

    2. Nmero de taladros por seccin

    N = R/C + K.S

    donde:

    R = circunferencia de la seccinen metros

  • S x 4 = 10,44 x 4 = 12,9

    C = distancia entre los taladros de circunferencia en metros

    0,5 para roca dura

    0,6 para roca intermedia (andesita por ejemplo)

    0,7 para roca blanda

    S = dimensin de la seccin en m2 (= 10,44 m2)

    K = coeficiente:

    2 para roca dura1,

    5 para roca intermedia

    1 para roca blanda

    Luego N = 12,9/0,6 + 1,5 x 10,44= 37,2 = 37 taladros mximo (cantidad que podr ser

    disminuida silas condiciones del terreno lo permiten)

    3. Cantidad de carga (factor)

    De acuerdo a las secciones del tnel y dureza de la roca, se obtiene el promedio en kg de

    explosivo utilizado por m3 de roca movida por cada metro de avance, teniendo los

    siguientes casos para roca intermedia:

    (a) 1 a 5 m2 2,2 a 1,8 kg/m3

    (b) 5 a 10 m2 1,8 a 1,4 kg/m3

    (c) 10 a 20 m2 1,4 a 1,0 kg/m3

    (d) 20 a 40m2 1,0 a 0,8 kg/m3

    De acuerdo a los valores en (b) podemos considerar un promedio de 1,6 kg/m3 para la

    seccin prevista, lo que da un consumo estimado por disparo de:

    1,6 kg/m3 x 25 m3 = 40 kg/m3

    Siendo el factor de carga por taladro de:

    40/37 = 1,08 kg/m3 por taladro.

  • Segn este factor el nmero promedio de cartuchos por taladros con SEMEXSA 65 en 1

    1/8 x 7 y con 116 gramos de peso, ser de: 1 080/116 = 9,3 cartucho por taladro y: 9,3 x

    37 taladros = 344 cartuchos por disparo teniendo la caja de SEMEXSA 25 kg/m3, 215

    cartuchos en promedio, el consumo de cajas por disparo ser de: 344/215 = 1,6 cajas. Por

    tanto, el consumo total para el tnel de 1 400 m solamente con SEMEXSA ser de:

    - Longitud de taladro = 2,40 m

    - Avance por disparo, considerando una eficiencia de 90% = 2,10m

    - Nmero total de disparos: 1.400/ 42,10 m = 666

    - Total de cajas a emplear: 1,60 x666 = 1 065,5 = 1 066 cajas

    4. Distribucin de la carga por taladros

    - Normalmente la longitud de la columna explosiva va de 1/2 a 2/3 de la longitud total

    del taladro (de 1,20 a 1,60m), con carga concentrada al fondo.

    Para asegurar el corte de arranque es recomendable cargar los taladros de arranque 1,3 a

    1,6 veces el promedio calculado, las ayudas 1,1 vez y disminuir proporcionalmente la

    carga en el resto de taladros.

    Es conveniente sellar los taladros con taco de arcilla de unos 20 a 30 cm. compactados,

    lo que incrementar la eficiencia en un 10%.

    5. Distribucin de los taladros

    El corte de arranque de preferencia se ubicar al centro de la seccin. Para mejor

    distribucin de los taladros de destroce, debe formar una cavidad inicial de 1 a 2 m. de

    dimetro, ideal para dar cara libre lateral a los taladros de ayuda y destroce hacia dicha

    cavidad.

    Normalmente al inicio se experimenta con varios trazos de arranque, pero el usual es el

    corte cilindro con un taladro central de alivio, de mayor dimetro que los dems, pero sin

    carga explosiva (que ser la cara libre inicial), rodeado por cuatro o ms taladros de menor

    dimetro con carga explosiva reforzada (arranque).

    La distancia del taladro de alivio al de arranque ms cercano se calcula aproximadamente

    con la siguente frmula:

    V= 0,7 dimetro del taladro central

  • Ejemplo

    75 mm = 0,7 x 75 = 52 mm

    Si solamente se perforan taladros de menor dimetro en rombo o paralelos, unos con carga

    y otros vacos, la distancia usual entre ellos ser de 15 a 25 cm.

    La distancia entre los dems taladros de destroce se determina por su nmero y el rea

    disponible para su distribucin, pero generalmente es de 0,5 a 0,7 m para los cuadradores

    y de 0,6 a 0,9 m paralos de ayuda.

    6. Disparo tiempos de retardo

    En tneles se puede iniciar mediante fulminantemedia, detonadores no elctricos de shock

    o eventualmente detonadores elctricos, pero normalmente para secciones con corte

    cilindro se prefieren los no elctricos de miliretardo. En trazos con uno o dos taladros

    vacos al centro, de mayor o igual dimetro que los de produccin, se suele rodearlos con

    cuatro, seis o ms taladros de arranque que se inician con detonadores de milisegundos,

    de dos formas: taladros opuestos cruzados con el mismo nmero de retardo eje 2 2, 3

    3, 4 4, o con series escalonadas intercaladas (ejemplo: 1 3 5 7 9- 11 13), para

    limitar vibraciones y proporcionar mayor empuje a los detritos del arranque. Esta serie

    cubrir tambin a las primeras ayudas.

    El resto de taladros: segundas ayudas, cuadradores, alzas y arrastres se dispararn con

    detonadores de medio segundo en series escalonadas para permitir las salidas del centro

    hacia fuera debe tenerse en cuenta la recomendacin de no emplear tiempos mayores de

    100 ms entre los tiros, para evitar interferencias.

    Artculo publicado en la revista Seguridad Minera n 103. Fuente: Fuente:Manual

    prctico de voladura EXSA S.A., Lima Cuarta Edicin, p.192-205

  • Simulacin predictiva numrica para

    control de estallidos de rocas subterrneas

  • Cualquier distorsin al perforar la roca puede generar una onda expansiva o sea al realizar

    apertura de labores acumularemos esfuerzos alrededor de dicha excavacin. De acuerdo

    a esta premisa realizaremos modelos predictivos mediante el control de la vibracin.

    La necesidad de profundizar la excavacin subterrnea para extraer minerales y con ayuda

    de herramientas como, la geologa estructural, los mtodos numricos, software

    geomecnicos, mecnica de rocas, estudios de minas del Per donde se tienen presencia

    e indicios de vibraciones ssmicos producidos por los estallidos de rocas y equipos de

    medicin para conocer las velocidades pico partcula VPP.

    Reducirlas y predecir los eventos para labores que eventualmente podran verse afectadas

    por ellas. Conociendo las causas principales:

    Esfuerzos en profundidad de la excavacin haciendo que la roca se comporte en forma

    plsticas, si los esfuerzos son tan grandes que la roca no podr soportarlas de manera

    elstica, haciendo que falle, es decir que se rompa sbitamente liberando una gran

    cantidad de energa.

    Tipo de roca, ritmo de explotacin, anlisis vibraciones ssmicas producidas por voladura,

    ubicacin en zonas ssmica, velocidad ssmica de las rocas (velocidad pico partcula).

    Realizando un modelo matemtico y estudio geoestadstico, nos indicar la frecuencia,

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/control-estallido-de-roca.jpg

  • tamaos, amplitud de estallidos de roca a posibles a tener por zonas, la posible intensidad.

    Para su control respectivo.

    De forma simplificada, Energa ssmica vibratoria (E) por un estallido de roca, es

    proporcional a por la cantidad (Q) de reas de explotacin:

    E = p x Q.

    p: proporcin de energa acumulada producida por esfuerzos alrededor de una excavacin

    subterrnea.

    Con caractersticas de las predicciones. Factor de carga, distancia y profundidad de la

    excavacin, atenuacin para cada tipo de roca, Factores no considerados, tamao de

    voladura, secuencia de iniciacin y de excavacin, el grado de relleno de los tajeos ya

    explotados.

    Concluyendo cambio de accesos y distancias, mtodos de explotacin, reprogramacin

    de reas de explotacin. Numricamente es predictible la probabilidad de estallidos de

    roca, pero no orientados a controlar la vibracin mxima y el dao. La solucin se

    encuentra al desplazar el modelo hasta que esta tenga una gran cantidad de datos del

    terreno, haciendo un 85% confiable la prediccin.

    Introduccin

    El estallido de rocas se da cuando a un macizo rocoso con caractersticas de alta densidad

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/relacion-entre-tension-y-distancia.jpg

  • y/o rgidas (duro y compacto) soporta altas presiones, que al no poder deformarse lo

    suficiente, el cual acumula energa de deformacin. Llegando a un punto critico donde se

    produce una liberacin violenta de energa, originando su estallido.

    La minera y la construccin Tunelera actualmente tiene muchas variables en su diseo

    como es el caso de conocimiento de factores influyentes:

    El medio geolgico.

    Propiedades del comportamiento mecnico del medio geolgico.

    El campo de esfuerzos original.

    Esfuerzos inducidos por el mtodo de minado.

    Velocidad de minado y tiempos en la realizacin de la estabilizacin del macizo rocoso.

    Sobre excavacin o aberturas sobredimensionadas.

    La energa de deformacin.

    Aplicacin de conceptos

    Detonacin y propagacin de ondas ssmicas en un macizo rocoso

    Cuando es detonada una carga explosiva en el interior de un macizo rocoso, su energa

    potencial es liberada en un intervalo de tiempo muy corto. El mecanismo de detonacin

    es tal que se crea una elevada presin en la zona de reaccin qumica. Esta presin

    instantnea puede alcanzar hasta 30.000 bars.

    Los modelos predictivos se realizan mediante

    el control de la vibracin.

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/control-de-la-vibracion.jpg

  • Los explosivos comunes en explotacin minera producen presiones del orden de 2000 a

    6000 bars, o sea, de 2 a 6.108 Pa. Para tener una idea de la importancia de esos valores

    basta compararlos con la presin sonora. El lmite superior de audibilidad es de 20 Pa, o

    sea diez millones de veces menor que la presin resultante de la detonacin de un

    explosivo.

    Esta presin provoca una onda de choque que se utiliza en el trabajo de fragmentacin de

    la roca y de formacin, sobre el frente de explosin, en una pila de fragmentos de forma

    adecuada a su carga. Otra parte de esa energa es liberada en el ambiente, propagndose

    a travs del macizo rocoso, de la napa fretica y del aire. La onda de choque es onda

    ssmica que puede ser de tipos diferentes. Las ms comunes son:

    - Las ondas longitudinales (ondas de compresin, o primarias o P)

    - Las ondas transversales (o de cizallamiento, o secundarias o S),

    - Las ondas de Raleigh (u ondas R),

    - las ondas de Love (u ondas Q).

    Los frentes de onda tienen formas diferentes. Las ondas P se propagan por tracciones y

    compresiones sucesivas del medio y, al alcanzar una superficie libre o cambiar de medio

    de propagacin (por ejemplo, al pasar de un estrato geolgico a otro) a un ngulo diferente

    de 90, estn sujetas a fenmenos de reflexin y refraccin que dan origen a las ondas S,

    donde la vibracin es perpendicular a la direccin de propagacin. Las ondas P y S se

    propagan e todas direcciones y son llamadas ondas de volumen.

    Es comn describir el movimiento del terreno provocado por el pasaje de una onda

    ssmica como la trayectoria de una partcula imaginaria solidaria con el medio atravesado.

    De este modo, en las ondas longitudinales la partcula se mueve en torno de un punto de

    reposo hacia adelante y hacia atrs en la direccin de propagacin de la onda, o sea,

    longitudinalmente.

    Ya, en las ondas transversales el movimiento de la partcula se da en un plano

    perpendicular a la direccin de propagacin o frente de onda. Si las partculas se movieren

    en una direccin preferencial en ese plano se dice que son polarizadas. En las interfaces

    aire/superficie del terreno las ondas de volumen dan lugar a las ondas llamadas de

    superficie, que se propagan en ese lmite.

    Las ondas de superficie se caracterizan por frecuencias ms bajas que las de volumen.

    Las ondas R son las ondas de superficie ms comnmente encontradas y transportan la

  • mayor parte de la energa propagada en superficie (Tritsch, 1983) y por ende presentan

    mayor potencial de riesgo a las estructuras.

    En las ondas R las partculas desarrollan un movimiento elptico retrgrado

    principalmente en las direcciones vertical y longitudinal, mientras que en las ondas Q las

    partculas se mueven predominantemente en la horizontal en una direccin transversal a

    aquella de propagacin del frente de onda. Cada tipo de onda se propaga con una

    velocidad que es caracterstica del medio atravesado.

    La onda ms rpida es siempre la P, seguida por la onda S y por las ondas de superficie.

    La velocidad de propagacin depende apenas de las caractersticas del medio. La de las

    ondas longitudinales es dada por:

    Donde:

    VL velocidad de propagacin de las ondas longitudinales

    E mdulo de Young

    r coeficiente de Poisson

    n densidad del medio

    Las rocas cristalinas permiten la mayor velocidad de propagacin, que es del orden de

    5000 a 6000 m/s para las ondas longitudinales cuando la roca es sana. Tambin la

    frecuencia de vibracin depende de la naturaleza del terreno, las rocas cristalinas admiten

    las frecuencias ms elevadas.

    La onda de choque es amortiguada a medida que su frente se aleja del origen. Adems

    del fenmeno puramente geomtrico de dispersin de energa en un espacio

    tridimensional, el carcter no completamente elstico de las rocas y la presencia de agua

    llenando vacos son tambin factores de amortiguamiento del temblor.

    La amplitud, la velocidad y la aceleracin del movimiento oscilatorio disminuyen con la

    distancia, sucediendo lo mismo con la frecuencia de oscilacin. Los terremotos, captados

    a centenas o millares de quilmetros de su epicentro, presentan frecuencias mucho ms

    bajas (del orden de 2 Hz).

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/formula-ondas-longitudinales.jpg

  • Se asume, en general, que las vibraciones tienen una forma sinusoidal, lo que facilita su

    representacin matemtica y no introduce errores demasiado importantes (Chapot, 1981;

    Dowding, 1985; Langefors y Kihlstrm, 1978).

    En esta hiptesis simplificadora, relaciones matemticas elementales describen el

    movimiento de las partculas de la siguiente manera:

    Traslacin d(t) = do.sen w.t

    Velocidad v(t) = w. do.cos. w.t

    Aceleracin a(t) = w 2 do.sen w.t

    Donde:

    w = frecuencia angular = 2 p f

    f = frecuencia (ciclos/segundo)

    Los registros de vibraciones debidos al desmonte de rocas con explosivos no tienen una

    frecuencia ntidamente definida, pero muestran un espectro de variacin. En el registro

    de un fuego no interesa los diferentes tipos de ondas generados, sino el efecto total del

    temblor. Sin embargo, diferentes tipos de ondas transmitirn diferentes cantidades de

    energa, segn los tipos de terrenos atravesados.

    Propagndose con velocidades diferentes, los diversos tipos de ondas necesitarn tiempos

    distintos para alcanzar puntos a la misma distancia; el movimiento de las partculas

    afectadas ser controlado por la energa que llega a cada instante y, en rigor, contenida en

    cada tipo de onda.

    Modelacion de la propagacin

    Los lmites admisibles de vibraciones equivalen a patrones ambientales que deben ser

    respetados por todo operador minero, y en eso son semejantes a patrones de calidad del

    aire y del agua. Ellos equivalen al concepto de capacidad de asimilacin del medio. De la

    misma forma que patrones de calidad de las aguas se establecen con objetivos de

    preservacin de hbitats de fauna y flora, de uso recreativo o para abastecimiento pblico,

    los patrones ambientales para vibraciones son establecidos para que sean evitados daos

    a las construcciones y para que no provoquen efectos dainos a la salud humana.

  • Cualquier distorsin al perforar la roca puede generar

    una onda expansiva alrededor de dicha excavacin.

    Para que el patrn sea atendido, la empresa debe tener un programa de control de

    vibraciones que normalmente incluye dos partes:

    - tecnologa de desmonte apropiada;

    - seguimiento de vibraciones.

    El proyectista de una mina, as como el encargado de la aprobacin oficial del proyecto,

    tiene diferentes necesidades de informacin:

    Ellos necesitan conocer con antelacin los futuros niveles de vibracin resultantes de una

    mina que todava no existe. Para ello, con miras a una situacin futura, se sirven de

    modelos que representen las condiciones de propagacin de ondas ssmicas en un macizo

    rocoso.

    Cules son los parmetros que deben ser tomados en cuenta y correlacionados con la

    velocidad de partcula (o sea, el indicador de calidad ambiental)? Ciertamente la carga de

    explosivo y la distancia, pero tambin el tipo de roca, las estructuras geolgicas, el tipo

    de explosivo y de iniciador.

    Entre estos parmetros, la carga de explosivo y la distancia son fcilmente medibles; el

    tipo de explosivo y de roca son ya ms difciles de representar.

    Normalmente, en los modelos de propagacin se busca correlacionar la carga y la

    distancia con la velocidad de partcula.

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/onda-expansiva.jpg

  • En este caso, se constata que la velocidad de partcula se correlaciona a distancia en la

    forma de una recta en un grfico logartmico, de acuerdo con la expresin:

    donde V es la velocidad de partcula y D la distancia, K una constante representativa de

    las caractersticas geolgicas del lugar y b es la inclinacin de la recta, variando

    normalmente entre 1,5 y 2. Otra expresin obtenida de resultados empricos es:

    Con relacin a la carga de explosivos, resultados empricos sugieren una ecuacin del

    tipo:

    lo que se representa por una recta de inclinacin ascendente a en un grfico logartmico.

    Empricamente Chapot (1981) obtuvo valores de a entre 0,43 y 0,84. De este modo, las

    ecuaciones de propagacin tendran la siguiente forma:

    Resultados reportados en la literatura indican, para un exponente a entre -1/3 y -1/2, o

    sea, las ecuaciones asumen la forma:

    Minimizacin de los efectos de las vibraciones

    Para reducir los efectos nocivos de las vibraciones el tcnico debe actuar sobre los

    principales parmetros que representan el fenmeno, o sea, la carga y la distancia.

    Evidentemente no se puede alterar los parmetros representativos de las condiciones del

    sitio.

    La distancia puede ser una variable en nuevos proyectos; de esa manera, se debe evitar la

    construccin de estructuras en reas que estn sujetas a riesgos. Como a veces la empresa

    no tiene control sobre las normas que rigen el uso del suelo en el entorno de la propiedad

    y las empresas de explotacin de minas actan como inductores de la ocupacin regional,

    http://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/velocidad-de-particula.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/formula-por-resultado-empirico.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/carga-de-explosivos.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/ecuacion-de-propagacion.jpghttp://revistaseguridadminera.com/wp-content/uploads/2014/01/ecuacion-exponente-fraccionario.jpg

  • es usual la recomendacin que la empresa trate de adquirir los terrenos situados en el

    entorno de la futura mina, de manera de formar un cerco de seguridad alrededor de la

    cava a ser abierta.

    Tcnicas de reduccin de las vibraciones

    En base a los resultados de los controles y estudios de vibraciones (de mayor o menor

    complejidad), con el conocimiento de las tcnicas bsicas de voladuras y empleando los

    nuevos explosivos y sistemas de iniciacin (detonadores secuenciados, incluso de tipo

    electrnico), es posible realizar diseos de voladuras que reduzcan a niveles

    imperceptibles (para las estructuras y para las personas) las vibraciones generadas en las

    voladuras. Aunque es imposible definir una receta universal, ya que cada caso es singular,

    s es posible definir una pautas generales de reduccin de vibraciones actuando sobre el

    diseo de las voladuras que, en la mayor parte de los casos, son de aplicacin.

    Estas pautas son:

    reduccin de la carga operante de las voladuras, mediante:

    - Reduccin del dimetro de perforacin de los barrenos o la reduccin de la altura de

    banco en la excavacin o cuando ni lo uno ni lo otro sea posible, por causas operativas

    (altura de banco definida de antemano en una explotacin o dimetro de perforacin

    fijado por la maquinaria disponible o por los niveles de produccin requeridos), es posible

    llevar a cabo el seccionado de cargas dentro de un barreno, hacindolas detonar en

    tiempos distintos o una herramienta imprescindible para lograr la reduccin de la carga

    operante es el empleo de detonadores secuenciadores, que permiten la detonacin de todas

    y cada una de las cargas que componen una voladura en un tiempo distinto.

    Los cuatro tipos generales de detonadores que permiten esto son:

    conectadores secuenciados para cordn detonante (rels de microrretardo): de 15, 25,

    40 55 y 80 milisegundos

    detonadores elctricos de retardo (serie de 15 detonadores, retardados 500 milisegundos

    entre detonador y detonador) y detonadores elctricos de microrretardo (serie de 18

    detonadores, retardados 30 milisegundos entre detonador y detonador)

    detonadores no elctricos de retardo (serie de 26 detonadores, retardados

    progresivamente desde 100 milisegundos a 1 segundo entre detonador y detonador),

    detonadores elctricos de microrretardo (serie de 30 detonadores, retardados 25

    milisegundos entre detonador y detonador) y conectadores no elctricos de 9, 17, 25, 42,

    67, 100, 150 y 200 milisegundos.

  • detonadores electrnicos, programables es de 1 milisegundo a 25 segundos, en

    incrementos de 1 milisegundo; estos detonadores estn suponiendo una revolucin en el

    diseo de voladuras para combatir las vibraciones, ya que introducen una versatilidad

    muy grande, que hace que se pueda adaptar el tiempo de cada carga a la amplitud y

    frecuencia deseadas.

    Es importante no confundir la reduccin de la carga operante con la carga mxima de la

    voladura, ya que es posible realizar una voladura de gran tamao con cargas operantes

    reducidas.

    Tambin es importante no confundir la carga operante con la carga especfica; si sta se

    reduce mucho, puede ocurrir que no se produzca arranque de material y la mayor parte

    de la energa se emplee en generar vibraciones, producindose el resultado inverso al

    buscado (como ya se indic al principio, cuanto ms confinada est una voladura, ms

    vibraciones genera sta).

    A continuacin, ajustar la secuenciacin a las frecuencias predominantes del terreno.

    Los detonadores secuenciadores ofrecen una versatilidad suficiente (mejorada con los

    detonadores electrnicos) como para adaptar la secuencia de detonacin de las cargas de

    las voladura a la frecuencia predomnate del terreno en el punto de medida. Una variante

    de esta medida correctora es focalizar el tren de ondas en el sentido inverso a la posicin

    de la estructura.

    Otra medida preventiva es crear o aprovechar pantallas o discontinuidades entre el

    macizo rocoso donde se lleva a cabo la voladura y la estructura a proteger. En este sentido,

    se est extendiendo la tcnica del precorte para crear ese tipo de discontinuidad (si bien

    tiene otros inconvenientes de confinamiento de cargas que hay que tener en cuenta al

    disearlo, para no provocar males mayores con el precorte que con la voladura principal).

    Tambin se pueden aprovechar las caras libres de los bancos, orientando la salida de la

    voladura de tal manera que las vibraciones viajen preferentemente en sentido contrario a

    la posicin de la estructura a preservar.

    Por ltimo, de forma genrica, indicar que esquemas de perforacin y voladura

    equilibrados con cargas ajustadas al arranque y fragmentacin deseadas y con

    secuenciaciones adecuadas suelen ser sinnimo de voladuras de calidad y con escasas

    vibraciones generadas, siendo preciso emplear los criterios y frmulas de clculo

    internacionalmente usadas para llegar a estos diseos.

  • Por otro lado, el ciclo de la excavacin minera ocasiona una acumulacin ms rpida de

    esfuerzos alrededor de dicha excavacin ya que se deja espacios vacios sin rellenar al

    breve tiempo en la voladura de un tajo cercano.

    Conclusiones

    De acuerdo al anlisis estadstico realizado se tiene la mayor cantidad de eventos o

    estallidos de rocas ocurren en reas cercanos a la explotacin del yacimiento.

    Por consecuencia de una cantidad mayor de espacios vacos sin rellenar, tambin al

    tamao de los tajeos en explotacin, generaran la acumulacin. Tal como detallaremos

    en la exposicin. La mayor cantidad de voladuras realizadas en tajeos cercanos a la

    explotacin tambin generaran una acumulacin rpida y excesiva de esfuerzos que

    ocasionarn en un breve tiempo el estallido de roca. El contenido de energa cintica del

    evento.

    - La distancia desde el foco del evento hasta la excavacin minera.

    - El estado de esfuerzos alrededor de la excavacin.

    - La calidad de la roca alrededor de la excavacin;

    - La calidad del sostenimiento de la excavacin.

    La reduccion de los riesgos asociados con los estallidos de rocas puede lograrse:

    - Reducir el nmero de eventos ssmicos.

    - Disminuir el contenido de energa ssmica de los eventos ssmicos.

    - Disminuir la proporcin de eventos ssmicos que se manifiestan como estallidos de

    Roca.

    Finalmente, minimizar los efectos del dao de los estallidos de rocas. Estos criterios

    obviamente estn directamente influenciados por el control de la concentracin de

    esfuerzos alrededor de las excavaciones.

    En el contexto sealado, una reduccin en la concentracin de esfuerzos significa una

    disminucin de la magnitud de los esfuerzos y asimismo una disminucin en el

    volumen de la roca que esta expuesta a altos esfuerzos. Si tales reducciones fueran

    logradas, luego las cuatro acciones listadas anteriormente para la mitigacin de los riesgos

  • de estallidos podran cambiar para mejorar la situacin, con una consecuente reduccin

    en el nmero y contenido de energa de los eventos ssmicos.

    Debe enfatizarse que este cambio debe ser considerado como una expectativa que debe

    ser tomada ms en un sentido estadstico que determinstico.

    Esencialmente la medicin de la velocidad pico partcula (VPP) y la frecuencia de las

    vibraciones en el terreno, generadas por la voladura, deben ser constantes.

    El diseo de soportes para restringir el movimiento de bloques alrededor de excavaciones

    subterrneas sujetas a estallidos de rocas es un ejemplo donde las discontinuidades deben

    ser tomadas en cuenta.

    La afeccin dinmica a las estructuras por las vibraciones causadas por las voladuras de

    obras civiles, canteras o minas puede controlarse mediante su medicin y clculo,

    empleando para ello instrumentacin de tipo sismogrfico.

    Debido a las habituales heterogeneidades del terreno, los clculos basados en la medicin

    se han demostrado ms fiables que los analticos puros. Existen normas nacionales e

    internacionales que las limitan, definiendo en algunos casos las pautas actuacin frente al

    diseo de una voladura que, eventualmente, pudiera afectar a una estructura. Por otro

    lado, existen tcnicas de estimacin de vibraciones, basadas en la obtencin de la ley de

    amortiguacin del terreno mediante ensayos de disparo y medicin. Por ltimo, el

    desarrollo de los explosivos y los sistemas de iniciacin (detonadores secuenciadotes) as

    como de las tcnicas de diseo de voladuras permite aminorar las vibraciones a los valores

    definidos por la normativa, eliminando las molestias a personas o los daos a las

    estructuras.

    Artculo publicado en la revista Seguridad Minera n99. Escrito por Por:

    Edwin Llamocca Quichca y Rmulo Mucho Mamani, PEVOEX SAC.