MANUAL KONYA
Temario 1.
INGENIERÍA DE EXPLOSIVOS.............................................................................................. 10
1.1. INTRODUCCIÓN.................................................................................................................... 10 1.1.1 FUENTES DE LA ENERGÍA DE LOS EXPLÓSIVOS ............................................................ 12 1.1.2 ENERGIA DE CHOOUE ......................................................................................................... 13 1.1.3 ENERGÍA DE GAS.................................................................................................................. 15 1.1.4 EXPLOSIVOS QUIMICOS...................................................................................................... 16 1.2 IDENTIFICACION DE PROBLEMAS CON LAS MEZCLAS .............................................. 22 2 MECANISMOS DE FRAGMENTACION DE LA ROCA ........................................................ 24 2.1 2.2 2.3 2.4
LA ENERGÍA DE CHOQUE EN LA FRAGMENTACION DE ROCA ................................. 24 CARGAS CONFINADAS EN BARRENOS............................................................................. 25 RIGIDEZ DEL BANCO............................................................................................................ 28 PROCESO DE FRAGMENTACION ....................................................................................... 30
3 PRODUCTOS EXPLOSIVOS..................................................................................................... 31 3.1 CARACTERISTICAS AMBIENTALES DE LOS EXPLOSIVOS ......................................... 31 3.1.1 SENSIBILIDAD ...................................................................................................................... 31 3.1.2 RESISTENCIA AL AGUA....................................................................................................... 32 3.1.3 VAPORES ............................................................................................................................... 34 3.1.4 FLAMABILIDAD.................................................................................................................... 35 3.1.5 RESISTENCIA A LA TEMPERATURA.................................................................................. 36 3.1.6 EL CICLADO DEL NITRATO DE AMONIO .......................................................................... 37 3.1.6.1 RESISTENCIA AL FRIO ................................................................................................... 39 3.2 CARACTERÍSTICAS DE DESEMPEÑO DE LOS EXPLOSIVOS ....................................... 41 3.2.1 SENSITIVIDAD ...................................................................................................................... 41 3.2.2 VELOCIDAD DE DETONACION........................................................................................... 42 3.2.3 PRESION DE DETONACION ................................................................................................. 43 3.2.4 DENSIDAD ............................................................................................................................. 44 3.2.5 POTENCIA.............................................................................................................................. 45 3.2.6 COHESIVIDAD....................................................................................................................... 46 3.3 EXPLOSIVOS COMERCIALES ............................................................................................. 47 3.3.1 DINAMITA ............................................................................................................................. 48 3.3.2 DINAMITA GRANULADA .................................................................................................... 49 3.3.2.1 DINAMITA PURA............................................................................................................... 49 3.3.2.2 DINAMITA EXTRA DE ALTA DENSIDAD ...................................................................... 50 3.3.2.3 DINAMETA EXTRA DE BAJA DENSIDAD ..................................................................... 50 3.3.3 DINAMÍTA GELATINA ......................................................................................................... 50 3.3.3.1 DINAMITA GELATINA PURA........................................................................................... 51 3.3.3.2 DINAMITA GELATINA DE AMONIO ............................................................................... 51 3.3.3.3 DINAMITA SEMIGELATINA ............................................................................................. 51 3.3.4 EXPLOSIVOS TIPO SUSPENSIÓN ........................................................................................ 52 3.3.4.1 SUSPENSIONES ENCARTUCHADAS........................................................................... 53 2
3.3.4.2 SUSPENSIONES A GRANEL .......................................................................................... 54 3.4 AGENTES EXPLOSIVOS SECOS .......................................................................................... 55 3.4.1 AGENTES EXPLOSIVOS ENCARTUCHADOS .................................................................... 56 3.4.2 ANFO A GRANEL .................................................................................................................. 57 3.4.3 NITRATO DE AMONIO RESISTENTE AL AGUA ................................................................ 57 3.4.4 PRODUCCION DE ENERGÍA DEL ANFO ............................................................................. 58 3.4.5 PROPIEDADES DE LAS PERLAS DE GRADO EXPLOSIVO ............................................... 59 3.4.6 ANFO PESADO....................................................................................................................... 61 3.5 EXPLOSIVOS DE DOS COMPONENTES ............................................................................. 63 4 INICIADORES Y DISPOSITIVOS DE RETARDO .................................................................. 64 4.1 INTRODUCCION..................................................................................................................... 64 4.2 FULMINANTES ELECTRICOS ............................................................................................. 64 4.2.1 ESTOPINES INSTANTÁNEOS............................................................................................... 66 4.2.2 ESTOPINES DE RETARDO DE PERIODO LARGO .............................................................. 66 4.2.3 ESTOPINES QE RETARDO EN MILISEGUNDOS ................................................................ 66 4.3 ESTOPINES DE RETARDO ELECTRONICO ...................................................................... 66 4.4 MAGNADET............................................................................................................................. 67 4.4.1 PRINCIPIOS DE OPERACION DEL DETONADOR E INICIADOR MAGNADET................ 67 4.4.2 FUENTE DE INICIACION ...................................................................................................... 68 4.4.3 DESCRIPCION DEL INICIADOR........................................................................................... 68 4.4.4 INICIADORES DESLIZANTES MAGNADET ....................................................................... 69 4.4.5 CARACTERÍSTICAS DE SEGURIDAD DECLARADAS ...................................................... 70 4.4.6 VENTAJAS OPERACIONALES DECLARADAS .................................................................. 70 4.5 MAQUINA EXPLOSORA SECUENCIAL.............................................................................. 71 4.6 SISTEMAS DE INICIACION NO ELECTRICOS .................................................................. 72 4.6.1 SISTEMA DE INICIACION DETALINE................................................................................. 72 4.6.2 CORDON DETALINE............................................................................................................. 73 4.6.3 RETARDOS MS DE SUPERFICIE DETALINE ...................................................................... 73 4.6.4 RETARDOS MS DE FONDO DETALINE............................................................................... 74 4.7 CORDON DETONANTE Y SISTEMAS DE RETÁRDO COMPATIBLES .......................... 74 4.8 CEBOS DE RETARDO............................................................................................................. 75 4.9 SISTEMAS DE INICIACION DE TUBOS DE CHOOUE....................................................... 76 4.9.1 INICIADORES DE TUBO DE CHOOUE LP ........................................................................... 77 4.9.2 PRIMADETS SERIES SL ....................................................................................................... 77 4.9.3 INICIADORES DE TUBO DE CHOQUE LLH.D..................................................................... 77 4.9.4 LINEAS TRONCALES CON RETARDO ................................................................................ 78 4.9.5 EZ DET (ENSIGN BICKFORD).................................................................................................. 78 5 SELECCIÓN DE CEBOS Y REFORZADORES....................................................................... 80 5.1 TIPOS DE CEBOS .................................................................................................................... 80 5.1.1 DETERMINACIÓN DE LA CANTIDAD NECESARIA.......................................................... 81 5.1.2 CRITERIOS DE SELECCIÓN DE UN CEBO.......................................................................... 82 5.1.3 GUÍAS DE SELECCIÓN DE CEBOS ...................................................................................... 84 5.2 REFORZADORES.................................................................................................................... 85 3
5.3 EFECTOS DEL CORDÓN DETONANTE EN LA LIBERACIÓN DE ENERGÍA................ 86 6
DISEÑO DE VOLADURAS ........................................................................................................ 88
6.1 BORDO...................................................................................................................................... 88 6.1.1 AJUSTE PARA EL TIPO DE ROCA Y EXPLOSIVO............................................................. 90 6.1.2 CORRECCIONES POR EL NUMERO DE HILERAS.............................................................. 93 6.1.3 CORRECCION POR FACTORES GEOLOGICOS .................................................................. 94 6.2 DISTANCIA DEL TACO.......................................................................................................... 96 6.3 SUB BARRENACION .............................................................................................................. 99 6.4 SELECCION DEL DIÁMETRO DE BARRENO.................................................................. 102 6.4.1 CONSIDERACIONES DE VOLADURA............................................................................... 102 6.4.2 TIEMPO DE INICIACION Y TOLERANCIA DEL INICIADOR........................................... 105 6.5 EFECTO DEL RETARDO DE TIEMPO EN LA FRAGMENTACION............................... 107 6.5.1 RETARDOS DE BARRENO A BARRENO ........................................................................... 108 6.5.2 RETARDOS DE HILERA A HILERA ................................................................................... 108 6.6 EFECTOS DEL TIEMPO DE INICIACIÓN EN LOS BARRENOS .................................... 110 6.6.1 TAMAÑO DE LA FRAGMENTACION ................................................................................ 111 6.6.2 APILAMIENTO O REPARTO DEL MATERIAL .................................................................. 111 6.6.3 GOLPE DE AIRE Y ROCA EN VUELO. ............................................................................... 112 6.6.4 VIBRACIÓN MÁXIMA ........................................................................................................ 112 6.6.5 TRASLAPE EN EL TIEMPO DE DISPARO.......................................................................... 113 6.6.6 EFECTOS DEL TIEMPO Y LA DISTANCIA........................................................................ 115 6.6.7 TOLERANCIA. DE LOS INICIADORES .............................................................................. 117 6.6.8 SOBRE-ROMPIMIENTO TRASERO Y LATERAL .............................................................. 119 7 DISEÑO DE PLANTILLAS ...................................................................................................... 120 7.1 PRINCIPIOS DE LAS PLANTILLAS DEVOLADURAS DE PRODUCCION.................... 120 7.1.1 INICIACION INSTANTANEA Y BANCOS BAJOS ............................................................. 122 7.1.2 INICIACION INSTANTANEA Y BANCOS ALTOS............................................................. 123 7.1.3 INICIACION RETARDADA Y BANCOS BAJOS................................................................. 124 7.1.4 INICIACION RETARDADA Y BANCOS BAJOS................................................................. 125 7.2 FRAGMENTACION MÁXIMA............................................................................................. 127 7.3 FRAGMENTACION DE ROCA Y CONTROL DE PARED ................................................ 128 7.3.1 FRAGMENTACION.............................................................................................................. 129 7.3.2 ECUACION DE KUZNETSOV ............................................................................................. 130 7.3.3 DISTRIBUCION DE TAMAÑO ............................................................................................ 130 7.3.4 RESULTADOS DE CAMPO.................................................................................................. 133 7.3.5 LIMITANTE DEL MODELO KUZ-RAM.............................................................................. 134 7.3.5.1 EFECTOS DE LOS PARAMETROS DE VOLADURA EN “N" .................................... 134 7.3.5.2 EFECTOS DE EXPLOSIVOS MAS POTENTES ........................................................ 135 7.3.6 EFECTOS DE LA FRAGMENTACION EN EL CONTROL DE LA PARED......................... 135 7.4 PRODUCCION DE RIP-RAP................................................................................................. 154 7.5 CONSIDERACIONES DEL APILAMIENTO DE LA ROCA .............................................. 155 7.6 CUÑAS DE APERTURA ........................................................................................................ 158 7.7 CORTES EN BALCON O EN LADERAS.............................................................................. 161 4
7.8 DISEÑO DE ZANJAS ............................................................................................................. 162 7.9 VOLADURAS SECUNDARIAS............................................................................................. 166 7.9.1 PLASTEO .............................................................................................................................. 166 7.9.2 BARRENADO (MONEO) ..................................................................................................... 166 7.9.3 VOLADURAS AMORTIGUADAS ....................................................................................... 166 8 CONTROL DEL SOBRE ROMPIMIENTO ............................................................................ 168 8.1 VOLADURAS CONTROLADAS........................................................................................... 168 8.1.1 PRINCIPIOS DE OPERACION ............................................................................................. 169 8.1.2 EFECTOS DE LAS CONDICIONES GEOLOGICAS LOCALES .......................................... 175 8.1.3 PRECORTE ........................................................................................................................... 176 8.1.4 VOLADURA DE RECORTE (AMORTIGUADA) ................................................................. 179 8.1.5 VOLADURA DE RECORTE CON CORDON DETONANTE ............................................... 181 8.1.6 BARRENADO LINEAL ........................................................................................................ 182 8.1.7 EVALUACION DE RESULTADOS ...................................................................................... 183 8.1.8 CAUSAS DEL SOBRE-ROMPIMIENTO.............................................................................. 187 8.1.9 SOBRE-ROMPIMIENTO TRASERO.................................................................................... 187 8.1.9.1 SOBRE-ROMPIMIENTO LATERAL .............................................................................. 190 8.1.9.2 CONTROL DE LA ROCA EN VUELO ........................................................................... 190 9 DISEÑO DE VOLADURAS SUSTERRANEAS....................................................................... 192 9.1 INTRODUCCION................................................................................................................... 192 9.2 TIROS...................................................................................................................................... 192 9.2.1 DISEÑO DE ANILLOS CON BARRENOS VERTICALES ................................................... 194 9.2.1.1 DETERMINACION DEL BORDO................................................................................... 195 9.2.1.2 NUMERO DE ANILLOS .................................................................................................. 195 9.2.1.3 BORDO REAL.................................................................................................................. 196 9.2.1.4 ESPACIAMIENTO DE LOS BARRENOS EN CADA ANILLO (ESTIMADO)............. 196 9.2.1.5 NUMERO DE BARRENOS POR ANILLO .................................................................... 196 9.2.1.6 ESPACIAMIENTO REAL POR ANILLO........................................................................ 197 9.2.1.7 PROFUNDIDAD DE AVANCE ....................................................................................... 197 9.2.1.8 SUB-BARRENACION ..................................................................................................... 197 9.2.1.9 TACO ................................................................................................................................ 197 9.2.1.10 ÁNGULO DE AJUSTE .................................................................................................. 197 9.2.1.11 TIEMPO DE RETARDO................................................................................................ 198 9.3 TUNELES................................................................................................................................ 200 9.3.1 CUÑAS QUEMADAS O DE BARRENO PARALELO.......................................................... 203 9.3.2 DISEÑO DE LOS BARRENOS DE CUÑA ............................................................................ 204 9.3.3 CALCULOS PARA LAS DIMENSIONES DE LA CUÑA QUEMADA ................................ 205 9.3.3.1 BARRENO (S) VACIO (S) (DH) ...................................................................................... 205 9.3.3.2 CALCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1 ....................................................................... 207 9.3.3.3 CALCULOS SIMPLIFICADOS PARA CUÑAS QUEMADAS ...................................... 208 9.3.3.4 PROFUNDIDAD DEL BARRENO (H)............................................................................ 209 9.3.3.5 PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA) ......................................................... 209 9.3.3.6 BARRENOS AUXILIARES ............................................................................................. 209 5
9.3.3.7 BARRENOS DE PISO..................................................................................................... 210 9.3.3.8 BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)............................................... 210 9.3.3.9 TIEMPO DE RETARDO DE LOS BARRENOS............................................................ 211 9.3.3.10 INICIADOR..................................................................................................................... 211 9.3.4 CUÑA EN V........................................................................................................................... 215 9.3.5 DISEÑO DE UNA CUÑA EN V............................................................................................. 217 9.3.5.1 DETERMINACION DEL BORDO................................................................................... 217 9.3.5.2 ESPACIAMIENTO ENTRE BARRENOS VERTICALMENTE .................................... 217 9.3.5.3 ÁNGULO DE LA V........................................................................................................... 218 9.3.5.4 PROFUNDIDAD DE LA CUÑA O AVANCE (L)............................................................ 219 9.3.5.5 LONGITUD DEL TACO................................................................................................... 219 9.3.5.6 BARRENOS DE PISO Y AUXILIARES ......................................................................... 219 9.3.5.7 BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)............................................... 219 9.3.5.8 ÁNGULO DE AJUSTE .................................................................................................... 219 9.3.5.9 CARGADO DE LOS BARRENOS.................................................................................. 219 9.3.5.10 TIEMPO DE DISPARO ................................................................................................. 220 9.3.6 CUÑAS EN ABANICO.......................................................................................................... 222 9.3.7 METODO DE TUNEL Y BANCO ......................................................................................... 222 10 VIBRACION Y ONDAS SISMICAS....................................................................................... 225 10.1 ONDAS SÍSMICAS ............................................................................................................... 225 10.1.1 PARAMETROS DE LAS ONDAS ....................................................................................... 225 10.1.2 PARAMETROS DE VIBRACION ....................................................................................... 226 10.2 ENTENDIENDO LOS INSTRUMENTOS PARA LA VIBRACION .................................. 227 10.2.1 SENSOR SÍSMICO.............................................................................................................. 227 10.2.2 SISTEMAS DE SISMOGRAFO ........................................................................................... 228 10.3 REGISTROS DE VIBRACION Y SU INTERPRETACION............................................... 230 10.3.1 CONTENIDO DEL REGISTRO DEL SISMOGRAFO ......................................................... 230 10.3.2 PROCEDIMIENTO DE CAMPO Y GUIA DE OPERACION............................................... 232 10.3.3 INTERPRETACIONES PRACTICAS.................................................................................. 233 10.4 FACTORES QUE AFECTAN A LA VIBRACION.............................................................. 235 10.4.1 FACTORES PRINCIPALES ................................................................................................ 235 10.4.2 RELACION CARGA - DISTANCIA.................................................................................... 235 10.4.3 ESTIMANDO LA VELOCIDAD DE PARTICULA ............................................................. 237 10.4.4 CONTROL DE VIBRACIONES .......................................................................................... 238 10.4.4.1 VOLADURAS RTARDADAS ........................................................................................ 238 10.4.4.2 VELOCIDAD DE PROPAGACION VS. VELOCIDAD DE PARTICULA................... 239 10.4.4.3 DISTANCIA ESCALADA............................................................................................... 240 10.4.4.4 DISTANCIA ESCALADA AJUSTADA ......................................................................... 243 10.4.4.4.1 GRAF. DE VELOCIDAD ESCALADA – PARTICULA................................................ 243 10.4.4.5 CALIBRACION DEL TERRENO .................................................................................. 245 10.4.4.6 FACTORES QUE TIENEN EFECTO SOBRE LA VIBRACION ................................ 245 11
NORMAS DE VIBRACION PARA VOLADURAS............................................................... 248
11.1 DESARROLLO DE LAS NORMAS..................................................................................... 248 6
11.1.1 CRITERIO RECIENTE DE DAÑOS .................................................................................... 250 11.1.2 CRITERIO ALTERNO DE VOLADURA ............................................................................ 252 11.1.3 NORMAS DE LA OFICINA DE MINERÍA DE SUPERFICIE ............................................. 253 11.1.4 FRECUENCIAS DE VIBRACION CARACTERÍSTICAS ................................................... 256 11.1.5 ANALISIS DE ESPECTRO.................................................................................................. 257 11.1.6 ESPECTRO DE RESPUESTA ............................................................................................. 259 11.1.7 VIBRACION A LARGO PLAZO Y FATIGA ...................................................................... 260 11.1.7.1 LA PRUEBA DE WALTER............................................................................................ 260 11.1.7.2 PRUEBAS CERL ........................................................................................................... 261 11.1.7.3 PRUEBAS DE KOERNER ............................................................................................... 261 11.1.8 EFECTOS DE LA VIBRACION .......................................................................................... 262 11.1.8.1 EFECTOS DIRECCIONALES DE LA VIBRACION.................................................... 262 11.1.8.2 EFECTOS NO DAÑINOS ............................................................................................. 263 11.1.8.3 CAUSAS DEL AGRIETAMIENTO DIFERENTE A LAS VOLADURAS.................... 264 11.2 SENSIBILIDAD A LA VIBRACION ................................................................................... 266 11.3 EFECTOS DE LAS VOLADURAS EN POZOS DE AGUA Y ACUÍFEROS ..................... 269 11.3.1 ACUÍFEROS........................................................................................................................ 269 11.3.2 EFECTOS DE LA VIBRACION .......................................................................................... 269 11.3.3 CORTE ABIERTO............................................................................................................... 271 12 CONTROL Y REGISTRO DEL GOLPE DE AIRE .............................................................. 272 12.1 GOLPE DE AIRE .................................................................................................................. 272 12.2 SOBREPRESION Y DECIBELES ....................................................................................... 272 12.3 RUPTURA DEL VIDRIO ..................................................................................................... 274 12.4 DISTANCIA ESCALADA PARA EL GOLPE DE AIRE .................................................... 275 12.5 REGIONES DE DAÑO POTENCIAL POR GOLPE DE AIRE .......................................... 276 12.5.1 CAMPO CERCANO ............................................................................................................ 276 12.5.2 CAMPO LEJANO Y ENFOQUE DEL GOLPE DE AIRE..................................................... 277 12.5.3 INVERSION ATMOSFERICA ............................................................................................ 277 12.5.4 EFECTO DEL VIENTO ....................................................................................................... 279 12.5.5 PROCEDIMIENTOS PARA EVITAR EL ENFOQUE DEL GOLPE DE AIRE .................... 281
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PREFACIO El propósito de este libro es el de familiarizar a los ingenieros civiles y mineros, contratistas y responsables de voladuras en los fundamentos básicos del diseño de voladuras. La ejecución de voladuras ha evolucionado de un arte a una ciencia, ya que, muchas de las variables de las voladuras se pueden calcular utilizando fórmulas simples de diseño,
Este libro no tiene la intención de ser un manual o enciclopedia de voladuras, más bien pretende enseñar un método de diseño racional que sigue principios científicos. Los métodos de diseño paso por paso que se describen en este libro, llevarán al lector desde los conocimientos básicos en explosivos hasta las consideraciones para un diseño de voladuras apropiado. El libro se concentró en los fundamentos del diseño de voladuras más que en detalles que se pueden aprender de otros textos o de la propia experiencia en el campo. No se toma mucho tiempo en discutir las formas básicas de amarres en los sistemas de iniciación ni en información de este tipo, ya que ésta está disponible en otras fuentes. Este libro le servirá tanto al principiante como al profesional, porque clasifica una vasta cantidad de información disponible y propone un procedimiento de diseño lógico. El libro soporta el diseño con algunos de los principios y teorías básicas que son necesarias para tener un entendimiento del por qué los cosas funcionan como lo hacen.
La industria de las voladuras está cambiando rápidamente con nuevas teorías, productos y técnicas. La meta de los autores es proveer al lector con un mejor entendimiento de la tecnología actual y proponer un método para corregir los problemas más comunes en las voladuras.
Las técnicas, fórmulas y opiniones expresadas en este libro se basan en la experiencia de los autores. Estas deben ayudar al lector a evaluar los diseños de voladuras y determinar si son razonables y si estos diseños funcionarán bajo condiciones normales.
Un área relacionada con las voladuras que se mantiene cómo un arte es la evaluación adecuada de las condiciones geológicas con que se trabaja. La evaluación incorrecta puede producir resultados pobres en la voladura. Una geología compleja y otros factores pueden requerir de cambios en el diseño, diferentes a los mencionados en el libro. Sin embargo, los 8
métodos presentados serán el primer paso para calcular las dimensiones de diseño de la voladura las cuales deberán ser modificadas para compensar por condiciones geol6gicas poco usuales y locales.
Calvin J. Konya Enrique Albarrán N.
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1. INGENIERÍA DE EXPLOSIVOS
1.1. INTRODUCCIÓN
La mayoría de las materias primas que utiliza la sociedad hoy en día, son producidas con el uso de explosivos en las minas alrededor del mundo. La construcción de carreteras, canales y edificios, se logra gracias a la ayuda de los explosivos. Inclusive la comida que consumimos a diario, no existiría sin la ayuda de explosivas para producir fertilizantes y metales con los cuales se fabrican tractores y otros equipos agrícolas.
El uso de explosivos en minería y construcción data de 1627. De 1627 a 1865, el explosivo utilizado era la pólvora negra; este es un explosivo muy diferente a los que se utilizan hoy en día. En 1865 Alfredo Nobel inventó, en Suecia, la dinamita sobre la base de la nitroglicerina. Más tarde, en 1866, invent6 las dinamitas gelatinosas. Estos nuevos productos eran más energéticos que la pólvora negra y se utilizaban de diferente manera, ya que no había necesidad de confinar el explosivo para obtener buenos resultados, cómo en el caso de la pólvora negra. Desde 1867 hasta la mitad de los años 1950, la dinamita se convirtió en el caballo de batalla de la industria de los explosivos.
A mitad de los años 50, apareció en el mercado un nuevo producto llamado ANFO (Ammonium Nitrate - Fuel oil), nitrato de amonio y diesel. Este producto es mucho más económico que la dinamita y hoy en día es la base de la industria de explosivos en Estados Unidos, ya que aproximadamente el 80% del explosivo utilizado es ANFO.
Los nuevos explosivos que aparecieron en escena durante las décadas de 1960 y 1970, llamados suspensiones o hidrogeles han reemplazado a la dinamita en casi todos los campos de aplicación. A finales de los años 70, se obtuvo una variante de los hidrogeles, llamados emulsiones, que salieron al mercado. Estos emulsiones son simples de fabricar y se pueden aplicar de igual manera que los hidrogeles. Los explosivos comerciales se dividen en tres grandes categorías: dinamitas, agentes explosivos y suspensiones (llamados hidrogeles o emulsiones).
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Los problemas en voladuras generalmente son el resultado de un diseño de voladura deficiente, mala ejecución del barrenado, mal cargado según el diseño propuesto, o porque la masa rocosa fue erróneamente evaluada.
Los parámetros de diseño tales cómo: bordo, taco, sub barrenación, espaciamiento y tiempo de iniciación, deben ser calculados cuidadosamente para que una voladura funcione de manera eficiente, segura y con niveles de vibración y golpe de aire razonables.
En carreteras deben realizarse voladuras controladas para evitar el costo de mantenimiento, obteniendo taludes seguros y estables. Los responsables de la ejecución de las voladuras controladas deben estar conscientes de los procedimientos de construcción para producir resultados óptimos y deben comprender cómo pueden afectar los factores geológicos el aspecto final de los taludes.
La resistencia de un manto de roca puede variar en pequeña o gran escala, dependiendo de su estructura geológica. Las juntas, estratos, fallas y capas de lodo pueden causar problemas. Estas variaciones en la estructura requieren que el responsable en voladuras cambie sus diseños y métodos para obtener resultados razonables. Por lo tanto, se debe deducir; sobre la base de indicadores superficiales, cómo será la roca en planos más profundos. Los barrenos proveen información acerca del tipo de estructura rocosa que van encontrando. Esto permite al responsable de voladuras hacer juicios objetivos, cuando realizar ajustes a su diseño de voladura, por los cambios en la estructura del manto roca. Debe tener un conocimiento amplio acerca de cómo funciona el explosivo durante la voladura. Sin ese conocimiento, las voladuras son sólo un proceso aleatorio de prueba y error.
Este libro ha sido diseñado para dar un acercamiento sistemático al diseño de voladuras. La información se presenta de manera práctica, y provee al lector con información que lo lleva a un entendimiento de los fenómenos y a la anticipación de resultados. Las fórmulas presentadas son empíricas y deben dar valores razonables para condiciones de trabajo generales. Sin embargo, condiciones geológicas poco comunes requerirán de ajustes a estos valores calculados.
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1.1.1 FUENTES DE LA ENERGÍA DE LOS EXPLÓSIVOS Cuando los explosivos reaccionan químicamente, se liberan dos tipos principales de energía. El primero se llama energía de choque y el segundo energía de gas. Ambos tipos de energía se liberan durante el proceso de detonación.
El responsable de voladuras puede seleccionar explosivos con diferentes proporciones de energía de choque o de gas para adaptarlas a un caso en particular. Si los explosivos se usan sin confinar, cómo cuando se cubre con lodo el explosivo para volar piedras grandes (comúnmente llamado plasteo), o en el corte de elementos estructurales para demolición, la selección de un explosivo con gran energía de choque es muy provechosa. Si los explosivos se usan de manera confinada dentro de un barreno, la selección de un explosivo que aporte una gran energía de gas es el indicado.
Para ayudarnos a imaginar la diferencia entre las dos energías, compararemos la reacción del alto y bajo explosivo. Los bajos explosivos son aquellos que se deflagran o queman rápidamente. Estos explosivos pueden tener velocidades de reacción de 600 a 1500 metros por segundo y no producen energía de choque. Un ejemplo de estos es la pólvora negra. Los altos explosivos detonan y producen energía de gas y energía de choque. La figura 1.1 muestra el diagrama de un cartucho de bajo explosivo reaccionando. Suponiendo que la reacción se detuviera cuando el cartucho ha sido parcialmente consumido y se obtiene un perfil de la presión, se observa una elevación constante de la presión en el punto de reacción, hasta que alcanza el máximo de presión. Los bajos explosivos sólo producen energía de gas durante el proceso de combustión. Al detonar un alto explosivo produce un perfil de presión totalmente diferente (Figura 1.1).
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Figura 1.1 Perfiles de presión para Altos y Bajos Explosivos
Durante una detonación de alto explosivo, la presión de choque viaja al frente de la reacción, a través del explosivo antes de que la energía de gas sea liberada. Esta energía de choque generalmente tiene una presión mayor a la energía de gas. Una vez que la energía de choque pasa, la energía de gas se libera. Proporcionalmente la energía de gas de un explosivo detonante (alto explosivo) es mucho mayor que la energía de gas liberada por un bajo explosivo. En la gráfica de un alto explosivo se observan dos presiones distintas y separadas. La presión de choque es una presión transitoria, que viaja a la velocidad de detonación del explosivo. Se estima que esta presión sólo representa del 10% al 15 % de toda la energía de trabajo disponible en un explosivo. La presión de gas equivale del 85% al 90% de la energía útil del explosivo que continúa y sigue a la energía de choque. Esta presión produce una fuerza que se mantiene constante hasta que las paredes del recipiente del barreno se fisuran.
1.1.2 ENERGIA DE CHOOUE Resumiendo: en los altos explosivos, el pico de presión viaja a través del explosivo antes que la energía de gas sea liberada. Por lo tanto, hay dos presiones distintas y separadas, resultado de la reacción de un alto explosivo y sólo una en el caso de un bajo 13
explosivo. La presión de choque es una presión transitoria que viaja a través del explosivo a la velocidad de reacción y es seguida de la presión de gas.
Se cree comúnmente que la energía de choque resulta de la presión de detonación de la explosión. La presión de detonación está en función directa de la densidad del explosivo y la velocidad de detonación. Se calcula multiplicando la densidad del explosivo por la velocidad de detonación al cuadrado y es una forma de energía cinética. El cálculo de la presión de detonación es muy complejo. Existen varios modelos de computadora para aproximar el resultado de esta presión. Desgraciadamente, los programas de computadora arrojan respuestas muy variadas. Hasta hace poco, no existía un método físico para medir la presión de detonación; hoy en día éstas ya existen y proporcionan mediciones exactas en el laboratorio; con esto, se podrán corregir paulatinamente los programas de computadora. Hasta que esto no suceda, se pueden usar muchas fórmulas para obtener un número que tal vez se aproxime a la presión de detonación. Podemos poner este ejemplo:
P=
4.5 × 10 −6 ⋅ Ve2 ⋅ d 1 + 0.8 ⋅ d
donde: P
=
Presión de detonación
(KBar)
d
=
Densidad del explosivo
(g/cm3)
Ve
=
Velocidad de detonación (m/s)
La presión de detonación o energía de choque puede ser considerada una forma de energía cinética y su valor máximo se da en la dirección de propagación, esto significa que la presión de detonación será máxima en el extremo opuesto del cartucho al cual se inició la reacción. Es una creencia general que la presión de detonación a los lados del cartucho es prácticamente cero, ya que la onda de presión no se extiende a los lados del cartucho. Para obtener los efectos máximos de la presión de detonación de un explosivo, es necesario colocar los explosivos sobre el material que se va a volar e iniciar la reacción del lado opuesto al que está en contacto con el material. O colocar el cartucho de lado y disparado de manera que la detonación sea paralela a la superficie del material, reduce los efectos de la presión de 14
detonación; de esta forma el material está sujeto a la presión causada por la expansión radial de los gases, una vez que la onda de detonación ha pasado. Esta aplicación se puede observar en la voladura de piedras grandes con plasteo o en la colocación de cargas externas en elementos estructurales durante demoliciones (Figura 1.2)
Figura 1.2 Voladura con Plasteo
Para usar al máximo la presión de detonación es deseable tener la mayor área de contacto posible ente el explosivo y el material. El explosivo debe ser iniciado en el extremo opuesto al que está en contacto con el material; debe seleccionarse un explosivo que tenga una velocidad de detonación y densidad altas. La combinación de alta densidad y alta velocidad de detonación resultará en una alta presión de detonación.
1.1.3 ENERGÍA DE GAS La energía de gas liberada durante el proceso de detonación, es la causa de la mayor parte de la fragmentación de la roca durante una voladura con cargas confinadas en los barrenos. La presión de gas, frecuentemente llamada presión de la explosión, es la presión que los gases en expansión oponen contra las paredes del barreno después que la reacción química ha terminado. La presión de la explosión resulta de la cantidad de gases liberados por unidad de peso del explosivo y de la cantidad de calor liberada durante la reacción. Entre más alta sea la temperatura producida, mayor será la presión del gas. Si se libera mayor cantidad de gas a la misma temperatura, la presión también se incrementará. Para obtener un valor rápidamente, se supone que la presión de gas es de aproximadamente la mitad de la presión de detonación (Figura 1.3)
15
Figura 1.3 Gráfica de las presiones de Detonación y Explosión
Debe señalarse que esto es sólo una aproximación y que pueden existir condiciones donde la presión de la explosión sobrepase a la presión de detonación. Esto explica el éxito del ANFO, el cuál tiene una presión de detonación relativamente baja y una presión de explosión relativamente alta. Las presiones de explosión son calculadas con modelos de computadora o bien con pruebas subacuáticas. Las presiones de explosión pueden medirse también directamente en los barrenos, sin embargo, pocos fabricantes de explosivos usan esta nueva técnica para catalogar sus productos. Una revisión de la química básica de los explosivos nos ayudará a comprender cómo los metales pulverizados y otras substancias afectan a 1a presión de la explosión.
1.1.4 EXPLOSIVOS QUIMICOS Los explosivos químicos son materiales que causan las reacciones químicas muy rápidas para liberar productos gaseosos y energía. Estos gases bajo altas presiones liberan fuerzas sobre las paredes del barreno, lo que provoca que la roca se fracture.
Los elementos que forman los explosivos, generalmente se consideran ya sea elementos combustibles o elementos oxidantes (Tabla 1.1). Los explosivos usan el oxígeno 16
cómo elemento oxidante. El Nitrógeno es un elemento común en los explosivos y se encuentra en forma líquida o sólida, pero una vez que reacciona forma Nitrógeno gaseoso. Algunas veces podemos encontrar explosivos que contengan otros elementos además de las combustibles y los oxidantes. Los metales en polvo, tales como el Aluminio, se utilizan en algunas fórmulas. La razón para utilizarlos es que, durante la reacción, los metales en polvo generan calor. Este calor eleva la temperatura de los gases, resultado de la reacción de los otros ingredientes, provocando con esto una presión de explosión mayor. Tabla 1.1 Ingredientes de los explosivos
Ingrediente
Fórmula Química
Función
Nitroglicerina
C3 H509N3
Base Explosiva
Nitrocelulosa
C6H70
Base Explosiva
Trinitrolueno (TNT)
C 7H50 6N
Base Explosiva
Nitrato de Amonio
H40 3N2
Portador de Oxígeno
Nitrato de Sodio
NaNO3
Portador de Oxígeno
CH2
Combustible
C6H1005
Combustible
Carbón
C
Combustible
Polvo de Aluminio
Al
Sensibilizador, Combustible
CaCO3
Antiácido
Oxide de Zinc
ZnO
Antiácido
Cloruro de Sodio
NaCl
Supresor de Flama
Diesel Pulpa de Madera
Carbonato de Calcio
11N3
Los explosivos pueden contener otros ingredientes que en realidad no aportan nada a la energía de los explosivos en sí. Estos ingredientes se les añaden a los explosivos para bajar la sensitividad o incrementar el área de contacto. Ciertos ingredientes tales cómo el carbonato de calcio o el oxido de zinc funcionan cómo antiácidos para incrementar la vida en almacén del explosivo. La sal de mesa común, de hecho, hace que un explosivo sea menos eficiente ya que actúa cómo un supresor de flama y esto enfría la reacción. Por otro lado el añadir la sal permite usar el explosivo en ambientes saturados de metano, ya que una flama menos caliente y de corta duración, hace menos probable que se provoque una explosión del
17
metano. Esta es la razón por lo que los explosivos permisibles se usan en minas de carbón o en túneles en roca sedimentaria donde se puede encontrar metano.
Los elementos básicos o ingredientes que producen trabajo directamente en las voladuras, son aquellos que generan gases cuando reaccionan, tales cómo: el carbón, el hidrógeno, el oxígeno y el nitrógeno.
Cuando el carbón reacciona con el oxígeno, puede formar ya sea, monóxido o bióxido de carbono. Para poder obtener la máxima temperatura de una reacción, deseamos que los elementos se oxiden completamente, en otras palabras, que se forme bióxido de carbono en vez de monóxido de carbono. La tabla 1.2 muestra la diferencia en la temperatura generada cuando un átomo de carbón forma monóxido de carbono, contra el caso donde un átomo de carbono forma bióxido de carbono. Para poder liberar el máximo de energía de la reacción explosiva, los elementos deben reaccionar y formar los siguientes productos:
a. E1 carbono reacciona para formar bióxido de carbono. (Figura 1.4) b. El hidrógeno reacciona para formar agua. (Figura 1.5) c. E1 nitrógeno, sólido o líquido, reacciona para formar nitrógeno gaseoso. (Figura 1.6) Tabla 1.2 Temperaturas de Formación para diferentes Compuestos Químicos
Compuesto Fórmula
Formula
Peso
Qp o Q t
Química
Molecular
(Kcal/Mol)
Corundum
Al2O3
102.0
-399.1
Diesel
CH2
14.0
-7.0
Nitrometano
CH 3O2N
61.0
-21.3
Nitroglicerina
C3H509N3
227.1
-82.7
PETN
C5H8012N4
316.1
-123.0
TNT
C7H506N3
227.1
-13.0
Monóxido de Carbono
CO
28.0
-26.4
Bióxido de Carbono
C02
44.0
-94.1
Agua
H2O
18.0
-57.8
Nitrato de Amonio
N2H403
80.1
-87.3
18
Aluminio
Al
27.0
0.0
Carbón
C
12.0
0.0
Nitrógeno
N
14.0
0.0
Monóxido de Nitrógeno
NO
30.0
+21.6
Bióxido de Nitrógeno
N02
46.0
+8.1
Figura 1.4 Reacción Ideal del Carbón Oxígeno
Figura 1.5 Reacción Ideal del Hidrógeno - Oxígeno
19
Figura 1.6 Reacción Ideal del Nitrógeno - Nitrógeno
Si sólo ocurren las reacciones ideales del carbón, hidrógeno, oxígeno y nitrógeno, no queda ningún átomo de oxigeno libre ni tampoco hace falta ninguno. El explosivo tiene balance de oxígeno y produce la máxima cantidad de energía.
Si se mezclan dos ingredientes, tales cómo el nitrato de amonio y el diesel y se agrega diesel en exceso a la mezcla, se dice que la reacción explosiva tiene balance de oxígeno negativo. Esto significa que no hay suficiente oxígeno para combinarse totalmente con el carbón y el hidrógeno y formar los productos finales deseados. En cambio, lo que ocurre es que queda carbón libre, así que se liberará monóxido de carbono (Figura 1.7).
Si se le agrega poco combustible a la mezcla de nitrato de amonio y diesel, entonces ésta tiene oxígeno en exceso, el cuál no puede reaccionar con el carbón y el hidrógeno. A esto se le llama reacción con balance de oxígeno positivo. Lo que ocurre es que el nitrógeno, que generalmente es un gas inerte, reaccionará formando óxidos de nitrógeno (Figura 1.8). Si éstos se forman, aparecerán gases de color ocre y se reducirá la energía de la reacción.
La energía se reduce ya que los productos de la reacción ideal liberan calor al formarse; los óxidos de nitrógeno, en cambio, absorben calor cuando se forman. Esto se puede ver en la Tabla 1.2. El agua y el bióxido de carbono tienen un signo negativo que significa que aportan calor cuando se forman. Los óxidos de nitrógeno en la parte baja de la Tabla 1.2 tienen un signo positivo que significa que toman calor cuando se forman.
20
El resultado final es que la reacción ocurrirá a una temperatura más baja. La presión del gas se reduce si la temperatura de la reacción disminuye. La Figura 1.9 muestra los productos que se forman de una reacción con balance de oxígeno positivo.
Figura 1.7 Reacción no Ideal del Carbón Oxígeno
Figura 1.8 Reacción no ideal del nitrógeno - oxígeno
21
Figura 1.9 Identificación de Problemas Debidos a las Mezclas
1.2
IDENTIFICACION DE PROBLEMAS CON LAS MEZCLAS Existen signos visuales de la adecuada o inadecuada liberación de energía. Los colores de
los gases son indicadores de la eficiencia de la reacción que se relacione con la liberación de la energía. Cuándo aparece un vapor gris claro el balance de oxígeno es casi ideal y se libera el máximo de energía. Cuándo los gases son de color ocre o amarillo, son indicación de una reacción ineficiente que puede deberse a una mezcla con balance de oxígeno positivo. Las mezclas con balance de oxígeno negativo producen gases de color gris oscuro y pueden dejar carbón en las paredes del barreno (figura 1.9).
Para demostrar la importancia del balance de oxígeno en la liberación de energía, uno puede recurrir al ejemplo del nitrato de amonio y diesel que es un explosivo muy común. Ya
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sea que se le añade poco o mucho diesel al nitrato de amonio, ocurrirán reacciones no deseadas que provocarán la pérdida de energía.
La Figura 1.10 muestra la perdida de energía contra el porcentaje de diesel en la mezcla. Se puede observar que la cantidad óptima de diesel es de aproximadamente 6%. Cuando se agrega diesel en cantidad insuficiente y demasiado oxígeno queda en la mezcla, se producen óxidos de nitrógeno y ocurre una gran pérdida de energía. Con un 1% de diesel la pérdida de energía es de 42%, aproximadamente. Si se agrega diesel en demasía, las pérdidas de energía no son tan severas como en el caso anterior. Cuándo el contenido de diesel es mayor a 6%, se formará monóxido de carbono y carbón puro.
Figura 1.10 Pérdida de Energía en el ANFO
Estos signos visuales le pueden dar al responsable de las voladuras una indicación de si los explosivos están funcionando de manera adecuada o no.
23
2 2.1
MECANISMOS DE FRAGMENTACION DE LA ROCA
LA ENERGÍA DE CHOQUE EN LA FRAGMENTACION DE ROCA Las cargas sin confinar colocadas sobre piedras grandes y que se detonan posteriormente
producen energía de choque que se transmite a la piedra en el punto de contacto entre la carga y la piedra. Ya que la mayor parte de la carga no está en contacto con la piedra, la mayoría de la energía útil del explosivo se dispersa al aire y se desperdicia. Este desperdicio de energía se manifiesta como un golpe de aire excesivo. La presión de gas no se puede formar, ya que la carga está totalmente sin confinar, por lo tanto, la energía de gas hace poco (o nada) trabajo. Sólo una pequeña cantidad de la energía útil del explosivo se aprovecha cuándo las cargas se colocan de esta manera sobre las piedras.
Si comparamos dos ejemplos, uno donde la carga se coloca dentro de un barreno, en una piedra, y el barreno se tapó hasta la boca y en el segundo caso la carga se coloca sin confinar sobre la piedra, encontraremos que se requiere muchas veces la cantidad de explosivo sobre la piedra para obtener la misma fragmentación que con la carga confinada dentro del barreno.
Hace muchos años se descubrió que una capa de lodo colocada sobre la piedra y con los cartuchos de explosivo contenidos dentro de ésta, provoca que la carga de explosivo ejerza una fuerza
mayor hacia abajo sobre la piedra, lo cuál no sucede si no se utiliza la capa de
lodo. Se podría concluir que el confinamiento de los gases causado por unos cuantos puñados de lodo ayudó en el proceso de fragmentación. El sentido común nos indicará que esto no es lógico ya que esa cantidad de lodo no puede resistir significativamente presiones que se aproximan a los cien mil kilo bares. Lo que puede suceder es que el lodo forme una especie de trampa de ondas, donde algo de la energía de choque desperdiciada, que en condiciones normales es disipada en el aire, es reflejada hacia la piedra (Figura 2.1).
24
Figura 2.1
2.2
CARGAS CONFINADAS EN BARRENOS Son tres los mecanismos básicos que contribuyen a la fragmentación de la roca cuándo las
cargas están confinadas en barrenos. El primero y menos importante de estos mecanismos de fragmentación es causado por la onda de choque. Cuando mucho, la onda de choque provoca micro fracturas en las paredes del barreno e inicia micro fracturas en las discontinuidades del bordo. Este pulso de presión transitorio se disipa rápidamente con la distancia desde el barreno y ya que la velocidad de propagación del pulso es de aproximadamente 2,5 a 5 veces la velocidad máxima de propagación de las grietas, el pulso sobrepasa rápidamente la propagación de las grietas.
Los dos mecanismos originales de fragmentación de la roca son el resultado de la presión de gas sostenida dentro del barreno. El explosivo sólido se transforma en gas durante el proceso de detonación, el barreno actúa de forma similar a un recipiente cilíndrico de presión. Las fallas en estos recipientes, tales como tuberías de agua o líneas hidráulicas, ofrecen una analogía a este mecanismo de fragmentación de roca. Cuando el recipiente se somete a una presión excesiva, la presión ejercida de forma perpendicular a las paredes del recipiente provoca que se fracture en el punto más débil del recipiente. En el caso de tuberías de agua congeladas, una ranura longitudinal aparece paralela al eje de la tubería (Figura 22).
25
El mismo fenómeno ocurre en otro tipo de recipientes de presión debido a la generación de esfuerzos. Si un barreno es considerado como un recipiente de presión, esperaríamos que las fracturas se orientaran paralelamente al eje del barreno. La mayor diferencia entre presurizar un barreno y una línea de agua es el incremento proporcional de la presión. Un barreno se sobre presuriza casi de forma instantánea y por lo tanto no falla en el punto más débil de la pared. En lugar de ello, fallará simultáneamente en muchos puntos. Cada fractura resultante se orientará paralela al eje del barreno. Este fenómeno de falla ha sido identificado por muchos años y comúnmente es llamado agrietamiento radial (Figura 2.3).
Figura 2.2 Fractura en Tuberías de Agua Congelada
Figura 2.3 Grietas Radiales en Plexiglás
La dirección y extensión del sistema de grietas radiales pueden ser controladas seleccionando la distancia adecuada del barreno a la cara (bordo) (Figura 2.4)
26
Figura 2-4 Influencia de la Distancia a la Cara en el Sistema de Grietas Radiales
El segundo mecanismo principal de fragmentación ocurre cuándo el agrietamiento radial ha concluido. Existe un intervalo de tiempo antes de que el segundo mecanismo entre en acción. Este segundo mecanismo afecta la fragmentación perpendicularmente al eje de la carga.
Antes de discutir el segundo mecanismo, formemos una imagen mental de lo que ha pasado durante el proceso de agrietamiento radial. La onda de esfuerzo (choque) ha causado fracturación menor o micro fracturas en las paredes del barreno y en las discontinuidades del bordo. La presión sostenida del gas, que sigue a la presión de choque, somete a las paredes del barreno a una tensión debido a los esfuerzos radiales generados y provoca que las microfracturas crezcan. La alta presión de los gases extiende las fracturas por todo el bordo. Este bordo en roca sólida (masiva) se transforma de una masa sólida, en una que está rota por las grietas radiales en muchas piezas con forma de cuña o rebanada de pastel. Estas cuñas funcionan cómo columnas, soportando el peso del bordo. Las columnas se hacen más débiles si la proporción entre la longitud y el diámetro o relación de esbeltez aumenta. Por lo tanto, una vez que un bordo masivo se transforma en piezas tipo cuña, con una altura de banco fija, se debilita drásticamente debido a que la relación de esbeltez se ha incrementado.
El proceso no se ha completado ya que el barreno que se expande contiene aún gases a muy altas presiones. Estos gases someten a las cuñas a fuerzas que actúan perpendicularmente al eje del barreno. Se puede decir que estas fuerzas empujan hacia el punto de alivio o la línea de menor resistencia. Este concepto de alivio perpendicular al eje del barreno se conoce desde hace mas de cien años. Debe haber alivio disponible perpendicular al eje del barreno para que las cargas contenidas en éste funcionen adecuadamente. Si no hay alivio, sólo se formarán grietas radiales y los barrenos harán cráteres o el taco saldrá 27
disparado hacia arriba. En cualquier caso, la fragmentación disminuye y los problemas ambientales aumentan.
2.3
RIGIDEZ DEL BANCO En la mayor parte de las operaciones, el primer movimiento visible ocurre cuando la cara
se arquea hacia afuera cerca del centro. Dicha de otra forma, la porción central de la cara se está moviendo más rápido que la parte inferior o superior del bordo (Figura 2.5).
Figura 2.5 Diagrama del Doblamiento Asimétrico
Este tipo de arqueo o acción de doblaje no siempre ocurre. Se pueden dar casos donde en lugar de que el centro se arquee hacia fuera, es la parte inferior o superior del bordo la que se desplaza hacia afuera en forma de cantilever (Figura 2.6).
Figura 16 Diagramad de Doblamiento en Cantilever
28
En cualquiera de estos casos, el movimiento diferencial provoca que el bordo se rompa en la tercera dimensión. Este mecanismo de fragmentación se ha llamado ruptura por cortante o fallo por cortante. Para discutir apropiadamente la falla por cortante, debemos estar conscientes que cada una de estas columnas de roca en forma de cuña, causados por el agrietamiento radial también estará sometidas a una fuerza perpendicular a la longitud de la columna. Esto sería similar a las condiciones de carga de una viga, donde el factor de rigidez es significativo. El factor de rigidez relaciona el espesor de la viga a su longitud. El efecto de la rigidez puede ser explicado usando, como ejemplo, un lápiz. Es relativamente fácil romper el lápiz con la fuerza ejercida con los dedos. Sin embargo, si se ejerce la misma fuerza en un lápiz de 5 cm. de longitud, resulta más difícil romperlo. El diámetro del lápiz no ha cambiado, lo único que cambió fue su longitud. Un fenómeno similar de rigidez ocurre en las voladuras. La roca del bordo es más difícil de romper con falla por cortante cuando la altura del banco se aproxima a la longitud del bordo. Cuando la altura del banco es muchas veces la longitud del bordo, la roca del bordo se rompe con más facilidad.
Existen dos modos generales de falla por cortante en el bordo. En el primero, el bordo se dobla hacia afuera o se abulta en el centro más rápido que en la parte superior o inferior. En el segundo, cualquiera de los extremos del bordo se mueve a mayor velocidad que el centro. Cuando la roca se abulta en el centro, se provocan tensiones en la cara y compresiones cerca de la carga. En esta condición, la roca se fragmentará hacia atrás de la cara hasta el barreno (Figura 2.5). Este modo de falla generalmente conlleva a una fragmentación más deseable.
En el segundo modo, la roca se desplaza hacia afuera en cantiliver (Figura 2.6) y la cara del banco se somete a compresión y las paredes del barreno a tensión.
Este segundo caso no es deseable. Este mecanismo ocurre cuando las grietas entre barrenos se unen antes de que el bordo se rompa y normalmente es causado por espaciamiento insuficiente entre barrenos. Cuándo las grietas entre barrenos alcanzan la superficie, los gases pueden escaparse prematuramente antes de haber completado todo el trabajo potencial. El resultado puede ser golpe de aire y roca en vuelo severos, así como problemas en la parte inferior del banco.
29
El mecanismo de doblamiento o falla por cortante se controla seleccionando los espaciamientos adecuados y los tiempos de iniciación entre barrenos contiguos. Cuando el tiempo entre barrenas resulta en cargas que están siendo retardadas una de otra a lo largo de la misma hilera de barrenos, el espaciamiento debe ser menor al requerido si todos los barrenos de la misma hilera se dispararon simultáneamente. La selección del espaciamiento apropiado es afectada por el factor de rigidez. A medida que se reducen las alturas del banco comparadas con el bordo, se debe reducir también el espaciamiento entre barrenos para superar los problemas de la rigidez
2.4
PROCESO DE FRAGMENTACION El proceso de fragmentación de la roca ocurre en cuatro pasos claramente definidos.
Cuándo detona un explosivo, una onda de esfuerzo se mueve a través de la roca uniformemente en todas direcciones alrededor de la carga. Entonces las grietas radiales se propagan predominantemente hacia la cara libre. Después de que el proceso de las grietas radiales ha terminado, gases a altas presiones penetran por las grietas hasta aproximadamente 2/3 de la distancia entre el barreno y la cara libre a través de todo el sistema de grietas radiales. Sólo después de que el gas ha tenido tiempo de penetrar en el sistema de grietas, los esfuerzos en la cara son de magnitud suficiente para causar que la cara se mueva hacia afuera. Antes de que la cara empiece a moverse y doblarse hacia fuera, se crean fracturas en la tercera dimensión como resultado de la falla por cortante o doblamiento.
30
3
3.1
PRODUCTOS EXPLOSIVOS
CARACTERISTICAS AMBIENTALES DE LOS EXPLOSIVOS La selección de un explosivo que se usará para una tarea en particular se basa en dos
criterios principales. El explosivo debe ser capaz de funcionar segura y confiablemente bajo las condiciones ambientales donde se va a usar y. el explosivo debe ser el que resulte más económico para producir los resultados finales deseados. Antes de que el responsable de las voladuras seleccione el explosivo que usará para un trabajo en particular debe determinar qué explosivos son adecuados para las condiciones ambientales y las características de operación que se adapten a la economía del proyecto. Se considerarán cinco característica en la selección de un explosivo que tienen que ver con factores ambientales: sensibilidad, resistencia al agua, vapores, flamabilidad y resistencia a la temperatura.
3.1.1 SENSIBILIDAD Sensibilidad es la característica que tiene un explosivo para propagar la reacción a todo lo largo de la carga y controla el diámetro mínimo para usos prácticos.
La sensibilidad se mide al determina el diámetro crítico de un explosivo. El término diámetro critico se usa frecuentemente en la industria de los explosivos para definir el diámetro mínimo en el cuál un compuesto explosivo en particular detonará confiablemente. Todos los compuestos explosivos tienen un diámetro critico. Para algunos compuestos puede ser tan pequeño cómo un milímetro. Por otra parte, otro compuesto puede tener un diámetro crítico de 100 milímetros. El diámetro del barreno propuesto para un proyecto específico determinará el diámetro máximo de la carga de columna. Este diámetro de la carga debe ser mayor al diámetro critico del explosivo que se usará en ese barreno. Por lo tanto, al seleccionar con anticipación ciertos diámetros de barreno, uno puede eliminar ciertos productos explosivos para usarse en ese proyecto en particular (tabla 3.1).
31
La sensibilidad es también una medida de la habilidad del explosivo para propagar la reacción de cartucho a cartucho, asumiendo que el diámetro es superior al crítico. Se puede expresar cómo la distancia máxima de separación (en centímetros) entre un cartucho cebado (donador) y uno sin cebar (receptor), donde la transferencia de la detonación ocurrirá. Tabla 3.1 Sensibilidad (diámetro crítico)
Tipo
Diámetro Crítico <25mm
25mm-50mm
>50mm
X
X
X
X
ANFO Encartuchado
X
X
ANFO Pesado
X
Dinamita Granulada
X
Dinamita Gelatina
X
Emulsión Encartuchada Emulsión a Granel ANFO colocado neumáticamente
X
ANFO Vaciado
X
3.1.2 RESISTENCIA AL AGUA La resistencia al agua es la habilidad de un explosivo de soportar el contacto con el agua sin sufrir deterioro en su desempeño. Los productos explosivos tienen dos tipos de resistencia al agua: interna y externa. La resistencia al agua interna se define como la resistencia al agua que provee la composición misma del explosivo. Por ejemplo, algunas emulsiones e higrogeles pueden ser bombeados directamente al barreno lleno de agua. Estos explosivos desplazan el agua hacia arriba pero no se mezclan con ello y no muestran deterioro si se disparan dentro de un tiempo razonable. La resistencia al agua externa se provee no por los materiales propios del explosivo, sino por el empaque o cartucho dentro del que se coloca el material. Por ejemplo, el ANFO no tiene resistencia al agua interna, sin embargo, si se coloca dentro de una manga de plástico o un cartucho en el barreno, puede mantenerse seco y se desempeñará satisfactoriamente. La manga o el cartucha proveen la resistencia al agua externa para este producto en particular. 32
El efecto que tiene el agua en los explosivos, es que puede disolver algunos de los ingredientes o enfriar a tal grado la reacción que los productos ideales de la detonación no se formarán aún cuando el explosivo esté balanceado de oxígeno. La emisión de vapores café rojizos o amarillos en una voladura, muchas veces es indicación de una detonación poco eficiente causada, frecuentemente, por el deterioro del explosivo debido al agua. Esta situación se puede remediar si se utiliza un explosivo con mayor resistencia al agua o si se usa un empaque externo mejor.
Los fabricantes de explosivos pueden describir la resistencia al agua de dos formas. Una forma es usar términos tales cómo excelente, bueno, regular o malo (Tabla 3.2). Cuándo se encuentra agua en las operaciones de voladuras, un explosivo catalogado por lo menos cómo regular debe seleccionarse y debe dispararse lo más pronto posible después de cargado. Si el explosivo va a estar en contacto con el agua por un período considerable de tiempo, es aconsejable seleccionar un explosivo catalogado por lo menos cómo bueno. Si las condiciones de agua son severas y el tiempo de exposición es significativo, un responsable de voladuras prudente debe seleccionar un explosivo con uno excelente resistencia al agua. Los explosivos con resistencia al agua mala no deben usarse en barrenos húmedos. Tabla 3.2 Resistencia al Agua
Tipo
Resistencia
Dinamita Granulada
Mala a Buena
Dinamita Gelatina
Buena o Excelente
Emulsión Encartuchada
Muy Buena
Emulsión a Granel
Muy Buena
ANFO Colocado Neumáticamente
Mala
ANFO Vaciado
Mala
ANFO Encartuchado ANFO Pesado
Muy Bueno* Mala o Muy Bueno
*Se vuelve mala si el empaque se rompe
La segunda forma de catalogar la resistencia al agua de los explosivos es por números. Por ejemplo: la resistencia al agua Clase 1 indica una tolerancia al contacto con el agua por 33
72 horas sin deterioro; la Clase 2 - 48 horas, Clase 3- 24 horas y Clase 4 - 12 horas. El método descriptivo de catalogar la resistencia al agua es el más comúnmente usado en las hojas técnicas de los productos explosivos. En general, el precio de un producto está relacionado con la resistencia al agua. Entre más resistencia al agua tenga el explosivo, mayor será el precio.
La habilidad para permanecer sin cambios ante presiones estáticas altas se conoce cómo: tolerancia a la presión del agua. Algunos compuestos explosivos se densifican y desensibilizan debido a las presiones hidrostáticas que se dan en barrenos muy profundos. Una combinación de otros factores como clima frío y cebos pequeños contribuirán al fracaso.
3.1.3 VAPORES La clase de vapores de un explosivo se mide de acuerdo a la cantidad de gases tóxicos producidos en el proceso de detonación. El monóxido de carbono y los óxidos de nitrógeno son los gases principales que se consideran en la catalogación de vapores. Aunque la mayoría de los agentes explosivos comerciales están cercanos al balance de oxigeno para reducir al mínimo los vapores y optimizar la liberación de energía, estos vapores se generarán y el responsable de las voladuras tiene que estar conciente de esto. En la minería subterránea y en la construcción, los problemas que pueden resultar de la producción de estos vapores sin la ventilación adecuada son obvios. Cabe señalarse que en las operaciones de superficie, especialmente en cortes muy profundos o zanjas, la producción de vapores y su retención pueden ser peligrosas para el personal asignado a ese trabajo. Algunas condiciones de voladura pueden producir vapores tóxicos aún cuándo el explosivo esté balanceado de oxígeno. Algunas de estas condiciones son: diámetro de la carga insuficiente, resistencia al agua inadecuada, cebado deficiente y pérdida prematura del confinamiento.
El Instituto de Fabricantes de Explosivos de los Estados Unidos (IME) ha adoptado un método de catalogar vapores. La prueba se llevó a cabo por el método de Bichel Gauge. Se mide el volumen de gases venenosos liberados por cada 200 gramos de explosivo, si se producen menos de 4530 cm3 de vapores tóxicos entonces el explosivo se cataloga como 34
clase 1. Si se producen entre 4530 cm3 y 9344 cm8 entonces se cataloga clase 2 y entre 9344 cm3 y 18972 cm3 clase 3. Los productos más comunes se catalogan de forma cualitativa en la tabla 3.3 Tabla 3.3 Calidad de Vapores
Tipo
CALIDAD
Dinamita Granulada
Mala a Buena
Dinamita Gelatina
Regular o Muy buena
Emulsión Encartuchada
Buena a Muy buena
ANFO Colocado neumáticamente
Buena*
ANFO Vaciado
Buena*
ANFO Encartuchado
Buena a Muy buena
ANFO Pesado
Buena *
*Puede ser Mala bajo condiciones adversas.
Hablando estrictamente, el bióxido de carbono no es, en sí, un gas tóxico. Sin embargo, muchas muertes han ocurrido a lo largo de los años debido a la generación de grandes cantidades de bióxido de carbono durante las voladuras en áreas confinadas. Aunque el bióxido de carbono no es venenoso, se produce en grandes cantidades en la mayoría de las voladuras y provoca que los músculos con movimiento involuntario del cuerpo dejen de funcionar. En otras palabras, el corazón y los pulmones dejan de trabaja si se encuentran con concentraciones altas de bióxido de carbono. Concentraciones del 18% o más en volumen, pueden provocar la muerte por asfixia. Otro problema que presenta el bióxido de carbono es que tiene una densidad de 1.53 si se compara con el aire, y tiende a estancarse en los sitios más bajos de la excavación o donde hay poco movimiento. Una solución práctica al problema es usar aire comprimido para diluir cualquier alta concentración posible en las depresiones de las zanjas.
3.1.4 FLAMABILIDAD Lo flamabilidad es la característica que tiene un explosivo para iniciar la reacción con facilidad a partir de una chispa, flama o fuego. Algunos explosivos explotan debido a una 35
chispa mientras que otros pueden ser quemados y no detonan. La flamabilidad es importante desde el punto de vista del almacenamiento, transportación y uso. Algunos explosivos, aunque son muy económicas, han perdido mercado debido a la flamabilidad. Un buen ejemplo es el LOX (Liquid Oxigen and Carbon), oxigeno líquido y carbón, que fue utilizado en la década de los 50's como agente explosivo. Su alta flamabilidad y los problemas relacionados con la seguridad provocaron su retiro del mercado. La mayoría de los compuestos explosivos que se utilizan hoy en día no tienen una flamabilidad cercana a la del LOX, sin embargo, todavía ocurren accidentes debido a la flamabilidad.
Durante las últimas dos décadas, los productos explosivos, en general, se han vuelto menos flamables. Algunos fabricantes indican que ciertos productos explosivos pueden ser incinerados sin que detonen en cantidades de hasta 20.000 kilogramos. El problema resulta debido a que se da a los responsables de las voladuras una sensación falsa de seguridad. Algunos creen que todos los explosivos hoy en día son relativamente inflamables. Este sentido falso de seguridad ha provocado la muerte a personas que han sido descuidadas al manejar explosivos y han asumido que la flamabilidad no es problema. Todos los compuestos explosivos deben ser tratados cómo altamente flamables. Debe prohibirse el fumar durante el cargado de los barrenos y. Si los explosivos van a ser destruidos incinerándolos, deben seguirse los procedimientos indicados por el IME (Instituto de Fabricantes de Explosivos), sin importar el tipo de explosivo de que se trate.
3.1.5 RESISTENCIA A LA TEMPERATURA Los productos explosivos pueden verse afectados en su desempeño si se almacenan bajo temperaturas extremos (Tabla 3.4). Bajo temperaturas de almacenamiento altas, arriba de 322 grados Celsius, muchos compuestos se descomponen lentamente o cambian sus propiedades y la vida de anaquel disminuye. El almacenamiento de agentes explosivos de nitrato de amonio por arriba de los 322 grados Celsius puede provocar el ciclado (cambio de cristalización), lo que afectará el desempeño y la seguridad del producto.
36
Tabla 3-4 Resistencia a la Temperatura
Tipo
Entre – 18° C y 38° C
Dinamita Granulada
Buena
Dinamito Gelatina
Bueno
Emulsión Encartuchada
Mala abajo de 4.5°C
Emulsión a Granel
Mala abajo de 4.5°C
AMFO Cargada neumáticamente Mala arriba de 32.2°C ANFO Vaciado
Mala arriba de 32.2°C
ANFO Ensacado
Mala arriba de 32.2°C
ANFO Pesado
Mala abajo de 4.5°C.
3.1.6 EL CICLADO DEL NITRATO DE AMONIO La fórmula química del nitrato de amonio es NH4NO3 o escrito de forma más simple N2H403. Con relación a su peso, aporta más volumen de gas en la detonación que cualquier otro explosivo. En estado puro, el nitrato de amonio (AN) es casi inerte y su composición por peso es de 60% Oxígeno, 33% Nitrógeno y 7% Hidrógeno. Al agregar el diesel, la reacción con balance de oxígeno ideal para NH4NO3 es: 3N2H403 + CH2 ⇒ 3N2 + 7H20 + C02 Dos características hacen a este compuesto impredecible y peligroso. El nitrato de amonio es soluble en agua y si no tiene un recubrimiento repelente al agua, puede absorber ésta de la humedad ambiente y disolverse lentamente, Por esta razón, las pequeñas esferas o perlas, tienen un recubrimiento protector de arena sílice pulverizada (Si02), que ofrece alguna protección contra el agua. La segunda y más importante característica es un fenómeno llamado ciclado. El ciclado es la habilidad de un material para cambiar la forma de sus cristales con los cambios de temperatura. El nitrato de amonio tendrá uno de las siguientes cinco formas de cristales dependiendo de la temperatura:
37
a. Arriba de 125° C existen cristales isométricos. b. Entre 84.4° C y 125° C existen cristales tetragonales. c. Entre 32.2° C y 84.4° C existen cristales orto rómbicos. d. Entre -1 80C y 32.2° C existen cristales seudo tetragonales. e. Abajo de –18° C existen cristales tetragonales.
El fenómeno del ciclado puede afectar seriamente tanto el almacenamiento como el desempeño del cualquier explosivo que contenga nitrato de amonio. La mayoría de las dinamitas, tanto las de base nitroglicerina cómo las permisibles, contienen algún porcentaje de nitrato de amonio mientras que los agentes explosivos se componen casi en su totalidad de este compuesto. Las temperaturas bajo las cuales ocurre el ciclado en condiciones normales son –18° C y 32.20C. Esto significa que los productos que se almacenan durante el invierno y por periodos largos durante el verano, sobre todo en áreas de clima extremoso, sufrirán diferentes grados de ciclado. Durante el verano en un polvorín con poca ventilación o en un silo de almacenamiento con exposición directa al sol la temperatura de ciclado puede alcanzarse diariamente. El efecto del ciclado en el nitrato de amonio cuando se encuentra aislado de la humedad ambiente, es que las perlas se rompen en partículas cada vez más finas.
Las perlas están formadas de cristales seudo tetragonales. Cuándo la temperatura rebasa los 32.2° C cada cristal se rompe en cristales ortorrómbicos más pequeños. Cuándo la temperatura baja de nuevo, estos pequeños cristales se rompen en cristales más finos aún, los cuales tienen una forma seudo tetragonal. Este proceso puede continuar hasta que la densidad ya no es de 0,8 gr/cc, sino que puede alcanzar una densidad cercana a 1,2 gr/cc. Este incremento en la densidad puede hacer que el producto sea más sensitivo y que contenga más energía por unidad de volumen.
Para complicar aún más la situación, algunos agentes explosivos encartuchados o aquellos que se almacenan en silos, pueden no repeler la humedad eficientemente. Después que el nitrato de amonio ha sufrido el ciclado, el recubrimiento repelente se rompe y el vapor de agua del aire se condensa en las partículas. A medida que el ciclado continúa, el agua se acumula en las partículas y la masa comienzo a disolverse (Figura 3.1). La recristalización en cristales de gran tamaño puede ocurrir con una reducción de la temperatura. 38
Por lo tanto, es evidente que un volumen determinado de nitrato de amonio, después del ciclado, puede tener áreas muy densas y áreas de cristales grandes. El desempeño de este producto puede variar de un explosivo muy potente a uno que se deflagra (se quema) o uno que no detonará por ninguna causa.
Figura 3-1 Perlas Cicladas
3.1.6.1
RESISTENCIA AL FRIO
Condiciones de frío extremo también pueden afectar el desempeño de los productos explosivos. La mayoría de las dinamitas y los agentes explosivos no se congelarán ante la exposición normal a las temperaturas más bajas que se encuentran en el país. Esto debido a que los fabricantes añaden a estos productos ciertos ingredientes que les permiten desempeñarse de manera adecuada, sin importar el clima frío. Algunos productos pueden endurecerse después de exposiciones prolongadas a las bajas temperaturas y pueden volverse difíciles de manejar en el campo.
Los hidrogeles y las emulsiones pueden tener problemas de detonación muy serios si se almacenan bajo temperaturas muy frías y no se les permite calentarse antes de detonados. Los hidrogeles y las emulsiones son productos muy diferentes a los mencionados anteriormente. El problema surge debido a que se ha acostumbrado al poblador a usar agentes 39
explosivos de cualquier fabricante sin tener problemas por el frío extremo. El poblador se ha acostumbrado también a usar dinamitas de diferentes fabricantes con buenos resultados. Hoy en día no todos los hidrogeles y emulsiones se desempeñan de forma idéntica. Algunos pueden ser usados inmediatamente después de almacenados a temperaturas de –18° C, mientras que otros no detonarán si se almacenan a temperaturas inferiores a los 4.50 C. La sensibilidad del producto puede verse afectada. El procedimiento de cebado, que fue empleado cuando el producto se almacenó a 2º C, puede no iniciar la detonación si el producto fue almacenado a 6° C. Es una buena idea el consultar la hoja técnica del fabricante siempre que se utilice un producto nuevo, pero es esencial consultar esa hoja técnica si explosivos del tipo de los hidrogeles y las emulsiones se están usando por primera vez, ya que sus propiedades y desempeño puede variar radicalmente con la temperatura (Figura 3.2).
Figura 3-2 Tabla de Calentamiento de Hidrogeles y Emulsiones
40
3.2
CARACTERÍSTICAS DE DESEMPEÑO DE LOS EXPLOSIVOS
En el proceso de selección de un explosivo, las condiciones ambientales pueden eliminar el uso de ciertos tipos de explosivos en un proyecto en particular. Después de considerar las condiciones ambientales, se deben considerar las características de desempeño de los explosivos. Las principales de estas características son: sensitividad, velocidad de detonación, densidad, potencia y cohesividad.
3.2.1 SENSITIVIDAD La sensitividad de un explosivo está definida par la cantidad de energía que un explosivo requiere para detonar confiablemente. Esto es conocido en ocasiones como los requerimientos mínimos de cebado. Algunos explosivos requieren de muy poca energía para detonar confiablemente. El fulminante estándar número 8 hará detonar la dinamita y algunos de los hidrogeles y emulsiones sensibles al fulminante. Por otro lado, un fulminante solo no iniciará la reacción del ANFO o hidrogeles a granel. Para obtener una detonación confiable, uno debe usar un cebo o reforzador en combinación con el fulminante.
Muchos factores pueden influenciar la sensitividad de un producto. Por ejemplo: la sensitividad puede reducirse debido o la presencia de agua en el barreno, diámetro inadecuado de la carga o por temperaturas extremas. La sensitividad de un producto define los requerimientos de cebado, esto es, el tamaño y la potencia del cebo. Si la detonación confiable de la carga principal no se da, los vapores pueden aumentar, los niveles de vibración del suelo se pueden incrementar, los barrenos se pueden escopetear y se pueden provocar cantidades considerables de roca en vuelo. La sensitividad de riesgo define la respuesta de un explosivo a la adición accidental de energía, por ejemplo: el impacto de una bala (Tabla 3.5).
41
Tabla 3-5 Sensitividad
Tipo
Sensitividad de
Sensitividad de
riesgo
desempeño
Moderada a Alta
Excelente
Moderada
Excelente
Emulsión Encartuchada
Baja
Bueno o Muy Bueno
Emulsión a Granel
Baja
Buena a Muy Buena
ANPO Cargado Neumáticamente
Baja
Mala a Buena*
ANFO Vaciado
Baja
Malo a Bueno*
ANFO Encartuchado
Baja
Buena a Muy Buena
ANFO Pesado
Baja
Mala a Buena
Dinamita Granulada Dinamita Gelatina
* Altamente dependiente de las condiciones de campo.
3.2.2 VELOCIDAD DE DETONACION La velocidad de detonación es la velocidad a la cual la reacción se mueve a lo largo de la columna de explosivo. Tiene un rango que va de 1.524 a 7.620 m/s en los productos explosivos comerciales. La velocidad de detonación es una consideración importante para aplicaciones fuera del barreno, tales como el plasteo o la demolición de elementos estructurales. La velocidad de detonación tiene una importancia menos significativa si el explosivo se usa dentro de un barreno.
La velocidad de detonación puede usarse como una herramienta para determinar la eficiencia de una reacción explosiva en el uso práctico. Si surge una duda en cuanto al desempeño de un compuesto explosivo durante su aplicación, se pueden insertar sondas de velocidad en el producto; cuando el producto detona, el rango de reacción puede ser medido y así juzgar el desempeño por la velocidad registrada. Si el producto está detonando a una velocidad significativamente menor a la especificada, es una indicación que el desempeño del explosivo no cumple con las normas especificadas en la hoja técnica. Las velocidades de detonación típicas de los explosivos se dan en la Tabla 3.6.
42
Tabla 3-6 Velocidad de Detonación (m/s)
Tipo
Diámetro 32 mm
Dinamita Granulada
76mm
229 mm
Dinamita Gelatina
2100 - 5800
Emulsión Encartuchada
3600-7600
Emulsión a Granel
4000-4600
4300-4900 3700-5800
ANFO Cargado Neumáticamente
2100-3000
3700-4300 4300-4600
ANFO Vaciado
1800-2100
3000-3400 4300-4600
ANFO Encartuchado
3000-3700 4300-4600
ANFO Pesado
3400-5800
3.2.3 PRESION DE DETONACION La presión de detonación es la que se obtiene de manera casi instantánea como resultado del movimiento de la onda de choque a través del explosivo (Tabla 3.7). Cuando se inicia un explosivo con otro, la presión de choque del explosivo primario se usa para causar la iniciación del explosivo secundario. La presión de detonación puede ser relacionada con la presión de barreno, pero no es necesariamente, una relación lineal. Dos explosivos con presiones de detonación similares no tendrán necesariamente la misma presión de barreno o presión de gas. La presión de detonación se calcula matemáticamente. Tabla 3-7 Presión de Detonación
Tipo
Presión de Detonación (Kbar)
Dinamito Granulada
20-70
Dinamita Gelatina
70-140
Emulsión Encartuchada
20-100
Emulsión a Granel
20-100
ANFO Vaciado
7-45
ANFO Encartuchado
20-60
ANFO Pesado
20-90
43
La presión de detonación está relacionada con la densidad del explosivo y la velocidad de la reacción. Cuando se seleccionan explosivos como iniciadores, es muy importante considerar la presión de detonación. Los métodos para calcular la presión de detonación y su relación con la iniciación del explosivo será discutida en el Capitulo 5, Selección de Iniciadores y Reforzadores.
3.2.4 DENSIDAD La densidad de un explosivo es importante debido a que los explosivos se compran, almacenan y utilizan sobre la base del peso. La densidad se expresa normalmente cómo gravedad específica, la cual es la relación de la densidad del explosivo con la densidad del agua. La densidad determina el peso de explosivo que puede cargarse dentro de un diámetro específico de barreno. Basándose en el peso, no hay una diferencia muy marcada en la energía entre diversos explosivos. La diferencia en energía sobre la base de la unidad de peso no es ni siquiera cercana a la diferencia de energía sobre la base de la unidad de volumen. Cuando se encuentra roca dura y el costo de la barrenación es alto, un producto más denso y de precio más alto, es justificable. La densidad típica de algunos productos explosivos se da en la Tabla 3.8. Tabla 3-8 Densidad
Tipo
Densidad (g/cc)
Dinamito Granulada
0.8-1.4
Dinamita Gelatina
1.0-1.7
Emulsión Encartuchada
1.1-1.3
Emulsión a Granel
1.1 - 1.6
ANFO Cargado Neumáticamente
0.8 - 1.0
ANFO Vaciado
0.8-0.9
ANFO Encartuchado
1.1 -1.2
ANFO Pesado
1.1-1.4
44
La densidad de un explosivo se usa comúnmente como herramienta para calcular la potencia y los parámetros de diseño entre explosivos de diferentes fabricantes y diferentes familias genéricas. En términos generales podemos decir que: a mayor densidad, mayor energía en el producto. Una expresión útil de la densidad es lo que comúnmente se llama densidad de carga, o sea, el peso de explosivo por longitud de la carga para un diámetro dado. La densidad de carga se usa para determinar el total de kilogramos de explosivo que se usarán por barre-no y por voladura. La densidad de los productos comerciales varía de 0.8 a 1.6 gr/cc.
Un método fácil para calcular la densidad de carga es:
SGe ⋅ De2 ⋅ π de = 4000 donde:
de
= Densidad de Carga
(Kg/m)
Sge = Densidad del Explosivo
(gr/cm3)
De = Diámetro del explosivo
(mm)
Ejemplo:
Determinar la densidad de carga de un explosivo que tiene un diámetro de 76.2
mm y una densidad de 1.2
1.2 ⋅ 76.2 2 ⋅ π Kg de = = 5.47 4000 m
3.2.5 POTENCIA El término potencia se refiere al contenido de energía de un explosivo que a su vez es la medida de la fuerza que puede desarrollar y su habilidad para hacer un trabajo. La potencia 45
ha sido clasificada por varios fabricantes sobre la base de un peso o volumen igual, y comúnmente se les llama potencia en peso y potencia en volumen. Aunque no existe un método de medición que se utilice para todos los fabricantes de explosivos, existen muchos métodos de medición de la potencia tales cómo: la prueba balística de mortero, valores de ejecución sísmica, medición del pulso de esfuerzo, craterización, cálculo de presiones de detonación, cálculo de presión de barreno y la determinación de la temperatura de reacción. Sin embargo, ninguno de estos métodos puede usarse satisfactoriamente para fines de diseño de voladuras. La clasificación de potencia es engañosa y no compara, de manera certera, la efectividad de fragmentar la roca con el tipo de explosivo. En general se puede decir que, la clasificación de potencia, es sólo una herramienta para identificar los resultados finales y asociados con un producto específico.
Una prueba de clasificación de potencia, la prueba subacuática de energía de choque y burbuja, que se usa para determinar la energía de choque y la energía de los gases en expansión1 es utilizada por algunos con propósitos de diseño. En resumen, la prueba de la burbuja produce resultados confiables, los cuáles pueden ser usados para aproximar los parámetros de diseño de una voladura.
3.2.6 COHESIVIDAD La cohesividad se define cómo la habilidad de un explosivo de mantener su forma original, Hay ocasiones en que el explosivo debe mantener su forma original y otras en que debe fluir libremente. Como ejemplo, cuando se hacen voladuras en roca muy fragmentada y agrietada, definitivamente se debe utilizar un explosivo que no fluye hacia las grietas causando con esto que el barreno quede sobrecargado. Por el contrario, en otras aplicaciones, tales cómo el cargado a granel, los explosivos deben fluir fácilmente y no atascarse en el barreno ni formar huecos en la columna de explosivo.
46
3.3
EXPLOSIVOS COMERCIALES Los productos que se utilizan como carga principal de los barrenos pueden dividirse en tres
categorías genéricas: las dinamitas, las suspensiones y los agentes explosivos (Figura 3.3). Una cuarta categoría, de menor importancia, es la de los explosivos binarios o de dos componentes y también serán discutidos. Aunque el volumen de explosivos de dos componentes que se vende anualmente en los EEUA, es insignificante si se le compara con las otras tres categorías, merecen mencionarse por sus características únicas.
Figura 3.3 Tipos de Explosivos.
Todas las categorías genéricas discutidas en esta sección son altos explosivos desde el punto de vista de que todos ellos detonan y generan onda de choque. Por otro lado, comúnmente se nombra a algunos de estos explosivos por otros nombres tales como agentes explosivos. El término agente explosivo no le resta al explosivo su capacidad de detonar o de funcionar como un alto explosivo. Este término, agente explosivo, es una clasificación considerada desde el punto de visto del almacenamiento y la transportación. Los agentes explosivos son menos sensitivos a la iniciación y por lo tanto pueden almacenarse y transportarse bajo normas diferentes a las que normalmente se usan por altos explosivos más 47
sensitivos. El término alto explosivo se refiere a cualquier producto, usado en voladuras, que sea sensitivo al fulminante y que reaccione a una velocidad mayor o la velocidad que viaja el sonido a través del explosivo. La reacción debe ir acompañada de una onda de choque para que se pueda considerar como alto explosivo. Los agentes explosivos, una subclase de los altos explosivos, son un material o mezcla que consiste de un combustible y un oxidante. El producto terminado, ya mezclado y empacado para transportarse, no puede ser detonado por un fulminante número 8 en una prueba específica descrita por la Oficina de Minas de los EE.UU. Normalmente, los agentes explosivos no contienen ingredientes que por si solos sean altos explosivos. Algunas emulsiones que contienen TNT, pólvora sin humo u otros ingredientes de altos explosivos, pueden ser clasificados cómo agentes explosivos si estos son insensitivos a la iniciación de un fulminante número 8 (Figura 3.3).
3.3.1 DINAMITA La nitroglicerina fue el primer alto explosivo utilizado en voladuras comerciales. Tiene una densidad de 1.6 y una velocidad de detonación de aproximadamente 7.600 m/s. La nitroglicerina es extremadamente sensible al choque, la fricción y al calor, lo que la hace extremadamente peligrosa de usar en su forma líquida. En Suecia en 1865, Alfredo Nobel encontró que si este líquido tan peligroso se mezclaba con un material inerte, el producto resultante era seguro de manejar y era mucho menos sensitivo al choque, la fricción y al calor. A este producto se le llamó dinamita.
La mayoría de las dinamitas son productos con base a la nitroglicerina. Pocos fabricantes de dinamita tienen productos en los que han substituido los altos explosivos que no producen dolor de cabezo, como el nitro almidón, en lugar de la nitroglicerina. Las dinamitas son las más sensitivas de todas las clases genéricas de explosivos utilizados hoy en día. Debido a esta sensitividad, las dinamitas ofrecen un margen mayor de seguridad dentro del barreno, ya que, los huecos dentro de la columna de explosivo y muchos otros factores ambientales, que provocan el mal funcionamiento de otros explosivos, no afectan a la dinamita. Por supuesto que es verdad que la dinamita de alguna manera es más susceptible a la iniciación accidental debido a la sensitividad. Los responsables de las voladuras deben 48
decidir cuál de estas propiedades es más importante para ellos cuando hacen su selección de explosivo.
Dentro de la familia de las dinamitas, hay dos divisiones principales: dinamita granulada y dinamita gelatina. La dinamito granulada es un compuesto que utiliza la nitroglicerina como base explosiva. La dinamita gelatina es una mezcla de nitroglicerina y nitrocelulosa que produce un compuesto resistente al agua de aspecto ahulado.
3.3.2 DINAMITA GRANULADA Dentro de las dinamitas granuladas hoy tres clasificaciones que son: dinamita pura, dinamita extra de alta densidad y dinamita extra de baja densidad (Figura 3.4).
Figura 3.4 características de la Dinamita.
3.3.2.1
DINAMITA PURA
La dinamita pura se compone de: nitroglicerina, nitrato de sodio, combustibles de carbono, azufre y antiácidos. El término pura significa que no contiene nitrato de amonio. La dinamito pura es el explosivo comercial más sensitivo que se utiliza hoy en día. No debe usarse para obras de construcción ya que su sensitividad al choque puede provocar la detonación simpática de barrenos adyacentes. Por otro lado, la dinamita pura es un producto extremadamente adecuado para abrir zanjas en tierra. La detonación simpática discutida previamente es un atributo en apertura de zanjas ya que elimina la necesidad de un detonador en cada barreno. En la apertura de zanjas, normalmente se usa un detonador en el primer 49
barreno y todos los demás disparan por detonación simpática. Aunque la dinamita para abrir zanjas es más cara que otras dinamitas, para obras de este tipo puede ahorrar cantidades considerables de dinero ya que las cargas no necesitan detonadores ni conexión del sistema de iniciación.
3.3.2.2
DINAMITA EXTRA DE ALTA DENSIDAD
Este producto es el tipo de dinamita más utilizado. Es similar a la dinamita pura con la excepción de que parte de la nitroglicerina y el nitrato de sodio se reemplazan con nitrato de amonio. La dinamita de amonio o extra es menos sensitiva al choque y la fricción que la dinamita pura. Se le ha utilizado en una amplia gama de aplicaciones en canteras, minas subterráneas y construcción.
3.3.2.3
DINAMETA EXTRA DE BAJA DENSIDAD
Las dinamitas de baja densidad son similares en su composición a las de alta densidad excepto que una mayor cantidad de la nitroglicerina y el nitrato de sodio se substituyen por nitrado de amonio: Debido a que el cartucho contiene gran parte de nitrato de amonio, su potencia por volumen es relativamente baja. Este producto es muy útil en roca suave o donde se pretende limitar deliberadamente la cantidad de energía dentro del barreno.
3.3.3 DINAMÍTA GELATINA Lo dinamita gelatina que se utiliza en aplicaciones comerciales, se puede subdividir en tres clases: gelatina pura, gelatina de amonio y dinamitas semigelatinas.
50
3.3.3.1
DINAMITA GELATINA PURA
Los gelatinas puras básicamente son geles explosivos con nitrato de sodio, combustibles y azufre adicionales. En potencia, es el equivalente gelatinoso de la dinamita pura. La gelatina explosiva pura es el explosivo con base de nitroglicerina más poderoso. Una gelatina pura debido a su composición es la dinamita más resistente al agua que existe.
3.3.3.2
DINAMITA GELATINA DE AMONIO
La gelatina de amonio es llamada algunas veces cómo gelatina extra o especial. Es una mezcla de gelatina pura a la que se le añade nitrato de amonio para sustituir parte de la nitroglicerina y el nitrato de sodio. Las gelatinas de amonio son apropiadas para condiciones de humedad y se utilizan principalmente como cargas de fondo en barrenos de diámetro pequeño. Las gelatinas de amonio no tienen la misma resistencia al agua que las gelatinas puras y con frecuencia se utilizan cómo iniciadores para agentes explosivos.
3.3.3.3
DINAMITA SEMIGELATINA
Las dinamitas semigelatinas son similares a las gelatinas de amonio excepto que una mayor cantidad de la mezcla de nitroglicerina, nitrocelulosa y nitrato de sodio se reemplaza con nitrato de amonio. Las semigelatinas son menos resistentes al agua y más baratas comparadas con las gelatinas de amonio. Debido a su naturaleza gelatinosa, tienen mayor resistencia al agua que muchas de las dinamitas granuladas y frecuentemente se utilizan bajo condiciones húmedas y algunas veces como iniciadores de agentes explosivos.
51
3.3.4 EXPLOSIVOS TIPO SUSPENSIÓN Un explosivo tipo suspensión es una mezcla de nitrato de amonio u otros nitratos, un sensibilizador, un combustible que puede ser un hidrocarburo o hidrocarburos y aluminio. En algunos casos se utilizan sensibilizadores explosivos, cómo el TNT o la nitrocelulosa, además de cantidades variables de agua (Figura 3.5). Las características de una emulsión son, de alguna manera, diferentes a las de un hidrogel o suspensión, pero su composición contiene ingredientes similares y su funcionamiento dentro del barreno es similar (Figura 3.6). En general, las emulsiones tienen una velocidad de detonación un poco más alta y, en algunos casos, tienden a ser húmedas y adherirse a las paredes del barreno causando dificultades para el cargado a granel. Para efectos de discusión las emulsiones y los hidrogeles serán tratados bajo el nombre genérico de suspensión.
Figura 3.5 Formulaciones de Explosivos tipo Suspensión
Las suspensiones, en general, contienen grandes cantidades de nitrato de amonio y se hacen resistentes al agua a base del uso de goma ceras, agentes de acoplamiento o emulsificantes. Existe una gran variedad de suspensiones, y debe recordarse que diferentes suspensiones mostrarán diferentes características en el campo. Algunas pueden ser clasificadas como altos explosivos mientras que otras se clasifican como agentes explosivos ya que no son sensitivas a un fulminante número 8. Esta diferencia en clasificación es importante desde el punto de vista del almacenamiento. Una ventaja más de las suspensiones sobre las dinamitas es que pueden transportarse los ingredientes por separado y mezclarse en el lugar de consumo. Los ingredientes transportados de esta manera en camiones tanque no son explosivos hasta que se mezclan antes de cargarlos al barreno. La carga a granel de 52
las suspensiones puede reducir en gran medida el tiempo y el costo del cargado de grandes cantidades de explosivos (Figura 3.7). Las suspensiones se pueden dividir en dos clasificaciones generales: encartuchadas y a granel.
Figura 3.6 Emulsión Explosiva
Figura 3.7 Camión Cargador de Suspensión a Granel
3.3.4.1
SUSPENSIONES ENCARTUCHADAS
Las suspensiones encartuchadas están disponibles tanto en cartuchos de diámetro grande como de diámetro chico. En general, los cartuchos de menos de 5 cm. de diámetro contienen explosivo sensitivo para que puedan sustituir a la dinamita. La sensibilidad a la temperatura de las suspensiones y su menor sensitividad pueden causar problemas cuando substituyen a la dinamita en algunas aplicaciones. El responsable de las voladuras debe estar 53
consciente de algunas limitaciones antes de hacerla sustitución. Los cartuchos de diámetro mayor pueden ser no sensitivos al fulminante y deben cebarse con explosivos que sean sensitivos. En general, las suspensiones de diámetro mayor son menos sensitivas. Las suspensiones encartuchadas normalmente se sensibilizan con nitrato de mono metilamina o aluminio, y en el caso de las emulsiones, con aire. La sensibilización con aire se logra con la adición de micro esferas o incorporando aire durante el proceso de mezclado.
3.3.4.2
SUSPENSIONES A GRANEL
Las suspensiones a granel se sensibilizan por cualquiera de tres métodos. La sensibilización con aire se puede lograr agregando agentes gasificantes, los cuales después de ser bombeados al barreno, producen pequeña burbujas a lo largo de la mezcla. El incorporar polvo o granalla de aluminio a la mezcla aumenta su sensitividad. Agregar nitrocelulosa o TNT a la mezcla la sensibilizará para la iniciación. Las suspensiones que no contengan aluminio o sensibilizadores explosivos son las más económicas y con frecuencia son las menos densas y menos potentes. En condiciones húmedas y sobretodo cuando no se saca el agua de los barrenos, las suspensiones más baratas compiten con el ANFO. Debe señalarse que estas suspensiones de bajo costo tienen menos energía que el ANFO. Las suspensiones aluminizadas y aquellas que contienen cantidades significativas de otros altos explosivos, producen cantidades significativamente mayores de energía y se utilizan para voladuras en roca más densa y dura. La alternativa a usar suspensiones de alta energía es desalojar el agua, donde sea posible, con bombas sumergibles (Figura 3.8) y usar mangas de poliestireno dentro del barreno con nitrato de amonio como explosivo (Figura 3.9). En la mayoría de los casos, el uso de bombeo, mangas y nitrato de amonio, producirán gastos significativamente más bajos de los que se obtendrían al usar las suspensiones de precio más alto. Tanto las bombas como las mangas se pueden adquirir de muchos de los proveedores de explosivos.
54
Figura 3-8. Bombeo de Barrenos
Figura 3-9. Mangas con ANFO
3.4
AGENTES EXPLOSIVOS SECOS Los agentes explosivos secos son los más utilizados de todos los explosivos hoy en día.
Aproximadamente el 80% de todos los explosivos que se utilizan en los EE.UU. son agentes explosivos secos. El término agente explosivo seco se refiere a todo aquel material en el cual no se utiliza agua en su formulación. Los primeros agentes explosivos empleaban combustibles basándose en carbón sólido o carbón mineral y nitrato de amonio en varias formas. A través de la experimentación se encontró que los combustibles sólidos tendían a segregarse durante la transportación y los resultados de las voladuras no eran óptimos. Se encontró que el diesel mezclado con perlas porosas de nitrato de amonio daban los mejores 55
resultados. El término ANFO (Ammonium Nitrate and Fuel Oil) se ha convertido en el sinónimo de los agentes explosivos secos. Una mezcla de ANFO balanceada de oxígeno es la fuente de energía explosiva más barata que se puede obtener hoy en día (Figura 3.10). El añadir polvo de aluminio a los agentes explosivos secos aumenta la producción de energía pero también aumenta el costo. Los agentes explosivos secos se pueden dividir en dos categorías: encartuchados y a granel.
Figura 3.10 Formulaciones de Agentes Explosivos
3.4.1 AGENTES EXPLOSIVOS ENCARTUCHADOS Para uso en barrenos húmedos y donde no se utiliza el bombeo, se puede usar un cartucho de ANFO aluminizado o densificado (Figura 3.11). Un ANFO densificado se hace ya sea moliendo aproximadamente el 20% de las perlas y agregándoles de nuevo a la mezcla normal, o, agregando compuestas de hierro para incrementar la densidad dentro del cartucho. En ambos casos, el objetivo es producir un explosivo con una densidad mayor a uno de manera que se sumerja en el agua. Otro tipo de ANFO encartuchado se hace a partir del ANFO a granel con una densidad de 0.8. Este cartucho no se hundirá en el agua, sin embargo, es ventajoso usar este tipo de ANFO encartuchado en barrenos que han sido previamente bombeados o que contienen cantidades muy pequeñas de agua.
56
Figura 3.11 ANFO Encartuchado
3.4.2 ANFO A GRANEL El ANFO a granel se compone de perlas de nitrato de amonio y diesel. A menudo se le coloca dentro del barreno por medios mecánicos o neumáticos desde un camión. El ANFO puede colocarse ya mezclado dentro del camión y en algunos camiones las perlas de nitrato de amonio y el diesel se pueden mezclar en el campo antes de colocar el material en el barreno. La industria de los explosivos tiene gran dependencia en los agentes explosivos secos debido al gran volumen que se usa. Los agentes explosivos secos no funcionarán apropiadamente si se colocan en barrenos húmedos por períodos prolongados de tiempo. Por esta razón, el responsable de las voladuras debe saber las limitaciones del producto que está utilizando.
3.4.3 NITRATO DE AMONIO RESISTENTE AL AGUA El nitrato de amonio que se carga a granel dentro de un barreno, no tiene resistencia al agua. Si el producto se coloca en agua y se dispara dentro de un tiempo corto, una detonación marginal puede ocurrir acompañada de la producción de vapores de óxidos de nitrógeno color ocre. La liberación de óxidos de nitrógeno se observa comúnmente en voladuras donde interviene el nitrato de amonio a granel y donde los operadores no tienen el cuidado de cargar 57
de manera tal, que se garantice que el producto permanecerá seco. Aunque ocurra una detonación marginal, la energía producida es significativamente menor que la que el producto es capaz de producir bajo condiciones normales. Por esta razón, los barrenos se escopetean, hay roca en vuelo y surgen otros problemas derivados del uso de mezclas de nitrato de amonio y diesel en barrenos mojados. Si el nitrato de amonio se coloca en barrenos mojados, éste absorberá agua. Cuando el contenido de agua se acerca al 9%, es muy dudoso que el nitrato de amonio detone sin importar el tamaño del cebo que se use. La Figura 3.12 indica el efecto del contenido de agua en el desempeño del nitrato de amonio. Nos muestra que a medida que el contenido de agua aumenta, el tamaño mínimo del cebo también aumenta y la velocidad de detonación disminuye significativamente.
Figura 3.12 Electos del Agua en el ANFO
3.4.4 PRODUCCION DE ENERGÍA DEL ANFO Cuando se elaboran mezclas de nitrato de amonio y diesel en el campo, pueden ocurrir variaciones en el contenido de aceite fácilmente. Las mezclas empacadas en bolsa que se reciben de los distribuidores tienen problemas similares. La cantidad de diesel agregada al nitrato de amonio es extremadamente crítica desde el punto de vista de la eficiencia de la detonación (Figura 3.13). Para obtener la liberación de energía óptima, es deseable una mezcla que contenga 94.5% de nitrato de amonio y 5.5% de diesel. Si por alguna razón, en 58
vez del contenido requerido de 5.5% en las perlas, la mezcla contiene sólo del 2 al 4% de aceite, una cantidad significativa de energía se desperdicia y el explosivo no se desempeña apropiadamente. El tener un contenido muy pequeño de combustible provocará la formación de vapores de óxido de nitrógeno de color ocre aún en barrenos secos. Por otro lado, al tener un exceso de combustible en la mezcla, la producción máxima de energía se ve también afectada. La pérdida de energía es menor al tener un porcentaje mayor de combustible que si se tiene un porcentaje menor al óptimo. La figura 3.13 indica el efecto que tienen los diferentes porcentajes de combustible en la energía teórica. La gráfica indica que la potencia del cebo es menor cuando la mezcla tiene menos combustible. El ANFO es más sensitivo cuando tiene menos combustible que cuando el porcentaje es el adecuado. Una vez que la iniciación tiene lugar, una mezcla con menor contenido de combustible no producirá una cantidad de energía siquiera cercana al nivel óptimo.
Figura 3.13 Efectos del Contenido de Aceite en el ANFO
3.4.5 PROPIEDADES DE LAS PERLAS DE GRADO EXPLOSIVO El nitrato de amonio que se utiliza para la carga a granel viene en forma de perlas. Las perlas son partículas esféricas de nitrato de amonio que se fabrican en una torre con un proceso similar al utilizado para fabricar perdigones para cartuchos de escopeta (Figura 3.14). Las perlas de nitrato de amonio se utilizan también como fertilizante. Durante períodos de 59
escasez de explosivos, los responsables de voladuras con frecuencia han utilizado las perlas de grado fertilizante. Existen diferencias entre las perlas de grado fertilizante y los de grado explosivo. Las perlas de grado explosivo son porosas, esto distribuye el combustible mejor, lo que resulta en un mejor desempeño en la voladura. La Tabla 3.9 indica las diferencias en las propiedades de los dos tipos de perlas.
Figura 3.14 Perlas de ANFO
Tabla 3.9 Propiedades de las Perlas de Nitrato de Amonio
Grado Fertilizante
Grado Explosivo
Recubrimiento Inerte
3% - 5%
0.5% - 1%
Dureza
Muy Dura
Suave
Cristal Sólido
Porosa
Superficial
Integral
228 mm
64mm
1829 m/s
3353 m/s
Forma Física Distribución del Aceite Diámetro mínimo para detonación sin confinar Velocidad
confinada
en100
mm
de
diámetro
60
3.4.6 ANFO PESADO El ANFO pesado es una combinación de perlas de nitrato de amonio, diesel y suspensión. La ventaja de las mezclas de ANFO pesado es que se pueden hacer y carga fácilmente al barreno (Figura 3.15). La proporción en las cantidades de suspensión y ANFO puede ser cambiada y obtener ya sea un explosivo con mayor energía o uno que sea resistente al agua. El costo del ANFO pesado aumenta con el porcentaje de suspensión. La ventaja sobre los productos encartuchados es que el barreno se encuentra cargado totalmente y no existen huecos entre el barreno y la carga. Una desventaja es que ya que el explosivo ocupa el volumen total del barreno, si existe agua, ésta es empujada hacia arriba, lo que significa que se debe utilizar esta mezcla en todo el barreno. En cambio con productos encartuchados y debido al espacio entre el cartucho y el barreno, se puede cargar producto encartuchado hasta rebasar el nivel del agua y entonces usar ANFO normal a granel de menor precio.
La carga de explosivos encartuchados es más tediosa y requiere de más personal ya que los cartuchos tienen que llevarse al lugar de la voladura e introducidos al barreno uno por uno. El ANFO pesado requiere menos personal ya que el explosivo es bombeado directamente al barreno desde un camión.
Algunas operaciones tratan de usar ANFO pesado en barrenos mojados, sin embargo, utilizan mezclas que no contienen la suficiente cantidad de suspensión. Para proveer la resistencia al agua adecuada, se recomienda que por lo menos se utilice el 50% de suspensión en un ANFO pesado que se usará en barrenos mojados.
61
Figura 3.15 Camión Cargador de ANFO pesado a Granel
62
3.5
EXPLOSIVOS DE DOS COMPONENTES A los explosivos de dos componentes con frecuencia se les llamó binarios ya que están
hechos de dos ingredientes separados. Ninguno de estos ingredientes es un explosivo en sí hasta que se mezclan. Los explosivos binarios normalmente no están clasificados cómo explosivos. Pueden ser embarcados y almacenados como materiales no explosivos. Los explosivos de dos componentes disponibles comercialmente son una mezcla de nitrato de amonio pulverizado y nitro metano que ha sido teñido de rojo o verde. Estos componentes se llevan a la obra y se mezcla exclusivamente la cantidad necesaria. Al mezclar los materiales se obtiene un producto sensitivo al fulminante listo para usarse. Estos explosivos binarios se pueden utilizar en substitución de suspensiones sensitivas o dinamita, o como iniciadores de agentes explosivos. En la mayoría de los EE.UU. no son considerados explosivos hasta que se mezclan, por lo tanto ofrecen al pequeño operador mayor flexibilidad en el trabajo. Su costo por unidad es considerablemente mayor al de la dinamita pero los ahorros en transportación y almacenamiento equilibran la diferencia en el costo por unidad. Si se requieren grandes cantidades para un trabajo en particular, el costo por peso mayor y la molestia de mezclados en el lugar acabarán con los ahorros derivados de los requerimientos más flexibles del transporte y almacenamiento.
63
4 4.1
INICIADORES Y DISPOSITIVOS DE RETARDO
INTRODUCCION El sistema de iniciación transfiere la señal de detonación de barreno a barreno en un
tiempo preciso. La selección del sistema de iniciación resulta crítica para el éxito de una voladura. El sistema de iniciación no sólo controla la secuencio de disparo de los barrenos, sino que también afecta la cantidad de vibración generosa por una voladura, el tamaño de la fragmentación producida, el rompimiento trasero y la violencia que Puede ocurrir. Aunque el costo de los sistemas de iniciación es una consideración importante dentro del proceso de selección, debe ser una consideración secundaria, especialmente si el sistema de iniciación más económico causa problemas como: vibración, rompimiento trasero o poco fragmentación. Será una tontería el seleccionar un sistema de Iniciación basándose estrictamente en el costo.
La selección del sistema de iniciación es uno de las consideraciones más importantes dentro del diseño de una voladura. La intención de esta sección es la de revisar los dispositivos disponibles actualmente y que se utilizan en EUÁ. para obtener tiempos de retardo precisos en la iniciación de barreno a barreno y de hilera a hilera.
Los iniciadores se pueden clasificar en dos grandes grupos: eléctricos y no eléctricas. Haremos una revisión breve en este orden de los iniciadores disponibles en el mercado. La exposición se centrará primero en los métodos de iniciación eléctricos.
4.2
FULMINANTES ELECTRICOS Los fulminantes eléctricos (estopines) están formados de un casquillo cilíndrico de aluminio
o cobre que contiene una sede de cargas explosivas (Figura 4.1). La corriente eléctrica se suministra al estopín por medio de dos alambres de conexión que están conectados internamente a un alambre más pequeño de alta resistencia conocido cómo el puente. El puente o resistencia tiene uno función similar al filamento de un foco eléctrico. Cuando una corriente de suficiente intensidad pasa a través del puente, éste se calienta hasta el punto de incandescencia y enciende un compuesto sensible al calor. Una vez que ocurre la ignición, ésta inicia una carga primaria y una carga base dentro del estopín, ya sea
manera instantánea o 64
después de viajar a través de un elemento de retardo que funciona cómo un fusible interno. Este elemento provee un retardo de tiempo antes de que la carga base detone (Figura 4.2). Los alambres de conexión de un estopín están hechos ya sea de hierro o cobre. Cada alambre de conexión llene un forro aislante de diferente color y todos los estopines en una serie tienen los mismos colores de alambres lo cual es una ayuda al momento de hacer la conexión.
Figura 4.1 Fulminante Eléctrico Instantáneo
Figura 4.2 Fulminante Eléctrico de Retardo
65
Los alambres de conexión entran al estopín por el lado abierto del casquillo. Para evitar la contaminación por algún material extraño o agua, un tapón de hule sella la abertura de manera que sólo los alambres de conexión pasan a través del tapón.
4.2.1 ESTOPINES INSTANTÁNEOS Los estopines instantáneas están hechos paro detonar dentro de unos cuántos milisegundos después de que se aplica la corriente eléctrica. Los estopines instantáneos no contienen tubo de retardo o elemento de retardo alguno.
4.2.2 ESTOPINES DE RETARDO DE PERIODO LARGO Los retardos de período largo tienen intervalos que van desde cien milisegundos hasta más de medio segundo de retardo. Estos retardos proveen tiempo para que la roca se mueva en voladuras estrechas. Generalmente se utilizan en excavación de túneles, tiros de minas y voladuras subterráneas.
4.2.3 ESTOPINES QE RETARDO EN MILISEGUNDOS Los estopines de retardo en milisegundos (ms) se utilizan generalmente en voladuras de superficie. Los períodos de retardo varían dependiendo del fabricante, sin embargo, los incrementos más comunes son de 25 y 50 milisegundos. 4.3
ESTOPINES DE RETARDO ELECTRONICO Al paso de los años, ha surgido la necesidad de tener retardos muy precisos. La tecnología
electrónica ha avanzado al punto de que existe la tecnología para fabricar retardos electrónicos a un costo razonable. En algunos países ya se utilizan los retardos electrónicos. En los E.UA. existe cierto desgano por parte de los fabricantes por introducir estos retardos al mercado, sin embargo, tan pronto como un fabricante empiece a producir estos retardos, los demás lo seguirán rápidamente. Un iniciador electrónico con tiempo de disparo muy preciso y con la habilidad de tener períodos infinitos de retardo con cualquier intervalo, revolucionará la 66
industria. Este sistema de iniciación eliminará virtualmente los problemas causados por la tolerancia en el tiempo de disparo, detonación imprecisa y disparos fuera de secuencia. Se tendrá el control de la vibración del terreno, roca en vuelo, golpe de aire y fragmentación. Debido a la sofisticación que se puede lograr en los componentes electrónicos, se puede dar a los fulminantes un código específico bajo el cual la detonación accidental debido a la corriente estática no será un peligro.
4.4
MAGNADET Debido a que se reconoce la importancia de contar con un sistema de iniciación seguro y
preciso, muchas compañías se encuentran en el proceso de investigar y desarrollar nuevos sistemas. Un sistema que mencionaremos brevemente será el sistema de iniciación Magnadet que fue inventado por ICI en Escocia y que hoy en día se utiliza en varios países alrededor del mundo incluyendo a los Estados Unidos.
El sistema Magnadet ofrece ventajas sobre los sistemas de iniciación eléctrica convencionales en la facilidad de conexión y en la reducción de muchos de los peligros más comunes de las voladuras con iniciación eléctrica.
4.4.1 PRINCIPIOS DE OPERACION DEL DETONADOR E INICIADOR MAGNADET La transmisión de la energía eléctrica en el sistema Magnadet no es por conexión directa de los cables. El sistema funciona por inducción electromagnética entre las bobinas primaria y secundaria de un transformador (Figura 4.3).
Figura 4.3 Esquema del Armado del Magnadet
67
4.4.2 FUENTE DE INICIACION La fuente de corriente alterna que opera a una frecuencia de 15.000 Hz o más se suministra a través de una máquina explosora especial.
4.4.3 DESCRIPCION DEL INICIADOR El iniciador Magnadet tiene un transformador externo para cada iniciador. Este transformador es un anillo de Ferrita de 10 mm de ancho, con un diámetro interno de 10 mm y un diámetro externo de 20 mm. Los alambres de conexión de cada iniciador están acoplados a su propia anillo de Ferrita y forman la bobina secundaria del transformador. Un alambre aislado de conexión que pasa por en medio de cada anillo de Ferrita forma la bobina primaria del transformador (Figura 4.4). La porción detonante del dispositivo es de construcción convencional. El anillo de Ferrita y los alambres que forman la bobina secundaria están recubiertos por una funda de plástico de colores brillantes como protección contra daños mecánicos. Cada protector de plástico tiene impreso un número que corresponde al número de retardo del iniciador al que está adherido.
El estopín de retado en sí es de construcción convencional. El número de retardos se incrementa al utilizar un explosor secuencial desarrollado por la compañía Research Energy of Ohio para los estopines Magnadet.
68
Figura 4.4 Anillo de Ferrita cubierto de Plástico
4.4.4 INICIADORES DESLIZANTES MAGNADET El iniciador deslizante Magnadet es un reforzador que puede alojar dentro de sí estopines Magnadet con alambres de 50 mm. El orificio central permite que un cable eléctrico sea pasado a través del iniciador y de los anillos de Ferrita de los estopines Magnadet proveyendo con esto el circuito primario y formando un acoplamiento Inductivo como ya se explicó previamente (Figura 4.5).
Figura 4.5 Iniciador Magnadet
Si se requiere más de un iniciador por barreno, como cuando se disparan cargas con tacos intermedios, las unidades adicionales de iniciadores Magna pueden deslizarse por el mismo cable del circuito primario hasta la profundidad deseada dentro del barreno (Figura 4.6).
69
Figura 4.6 Iniciador Deslizante Magna
4.4.5 CARACTERÍSTICAS DE SEGURIDAD DECLARADAS 1. Protección contra corrientes dispersas de fuentes de corriente directa. El transformador no responde ante la energía de lo corriente directa. 2. Protección contra corrientes dispersas de fuentes de corriente alterna, los 50 a 60 Hz de la corriente alterna común son demasiado bajos comparados con los 15.000 Hz que se necesitan para un disparo confiable. 3. Protección contra energía electrostática. El dispositivo está diseñado para resistir peligros potenciales asociados con la carga neumática del ANFO debido al roce con los alambres principales de los estopines. 4. Protección contra la energía de las radiofrecuencias. 5. Protección contra pérdida de energía. El voltaje efectivo a través de cada unidad es bajo, generalmente 1 o 2 voltios. No hay suficiente fuerza de transmisión para que ocurra una pérdida de energía.
4.4.6 VENTAJAS OPERACIONALES DECLARADAS Simplicidad y conveniencia en el proceso de conexión, todo lo que se requiere es pasar un alambre en forma continua a través de los hoyos en los protectores de plástico que están pegados a los alambres principales de los iniciadores.
70
El sistema puede resultar gran ahorrador de tiempo en el procedimiento de cargado y conectado de la voladura. El sistema de iniciación con los iniciadores deslizantes Magnadet ofrece un sistema de iniciadores deslizantes con una tecnología simple y segura de retardos dentro del barreno y permite disparar cargas con tacos intermedios donde cada carga dispara con un retardo diferente.
Ofrece todas las ventajas de la iniciación eléctrica sin los riesgos de seguridad. 4.5
MAQUINA EXPLOSORA SECUENCIAL La primera máquina explosora secuencial toe desarrollada por la compañía Research
Energy of Ohio Inc. Es una máquina de estado sólido, de descarga de condensadores, con un cronómetro secuencial lo que permite detonar muchos estopines. La máquina es capaz de disparar 175 ohms por circuito a intervalos diferentes y muy precisos. La máquina consiste de 10 circuitos de disparo diferentes que se programan para disparar uno después de otro a los intervalos seleccionados. La combinación de los 10 circuitos diferentes, o intervalos, en combinación con los retardos de los estopines puede producir muchas voladuras independientes.
Los explosores secuenciales se utilizan en construcción al igual que en minería. Estos explosores permiten el uso de muchos retardos dentro de la misma voladura. El peso de los explosivos disparados por cada período de retardo puede ser reducido significativamente para controlar el ruido y los efectos de vibración, ya que hay muchos retardas disponibles. El explosor secuencial puede fijarse para disparar desde 5 hasta 999 ms en incrementos de 1 ms (Figura 4.7).
Figura 4.7 Explosor Secuencial
71
El explosor secuencial programable permite que la máquina se fije con nueve incrementos de retardo diferentes. La máquina también permite el uso de cuatro máquinas esclavas de la máquina maestra. Al usar las máquinas esclavas en combinación con la máquina maestra, se pueden tener 50 retardos diferentes que son totalmente ajustables.
Existen explosores para estopines normales así como para el sistema Magnadet.
4.6
SISTEMAS DE INICIACION NO ELECTRICOS Los sistemas de iniciación no eléctrica se han usado en la industria de los explosivos
durante muchos años. El primer método de iniciación, mecha y fulminante, proporcionaba un sistema de bajo costo y poco riesgo. Su uso ha disminuido debido a la introducción al mercado de sistemas más sofisticados y menos peligrosos. Por otro lado, lograr tiempos de retardo precisos con mecha y fulminante es imposible. Este sistema no tiene cabida en la industria de la construcción moderna.
Actualmente hay cuatro sistemas de iniciación disponibles comercialmente en los EUA.. Todos tienen aplicación en la industria de la construcción. Para incrementar los períodos de retardo disponibles, los usuarios combinan frecuentemente el uso de varios sistemas de iniciación no eléctrica en una sola voladura. A menudo, componentes de sistemas eléctricos y no eléctricos se combinan para dar una selección mayor de retardos y tiempos de retardo específicos.
4.6.1 SISTEMA DE INICIACION DETALINE El sistema Detaline está fabricado por DuPont. Es un sistema no eléctrico de dos trayectorias compatible con líneas descendentes de cordón detonante y retardos de fondo no eléctricos. El sistema Detaline consiste en: cordón Detaline, arrancadores Detaline, retardos ms de superficie Detaline y retardos ms de fondo Detaline (Figura 4.8).
72
Figura 4.8 Detaline
4.6.2 CORDON DETALINE El cordón Detaline es un cordón detonante de baja energía que tiene una carga de tetranitrato de pentaeritritol (PETN) de 0.5 gramos por metro. El núcleo explosivo se encuentra dentro de fibras textiles y está recubierto de un forro plástico continuo. El cordón Detaline no continuará su detonación a través de un empalme anudado. Para empalmar el cordón, se requiere de un arrancador Detaline, el cual se requiere también para iniciar la línea troncal Detaline.
4.6.3 RETARDOS MS DE SUPERFICIE DETALINE Los retardos ms de superficie Detaline tienen la misma forma que los arrancadores y contienen un explosivo que se quema a menor velocidad para proporcionar el tiempo de retardo entre la activación y la iniciación del cordón detonante que está asegurado en el extremo señalado con una flecha.
73
4.6.4 RETARDOS MS DE FONDO DETALINE Los retardos de fondo Detaline se parecen a un fulminante común con la excepción de un sello en la parte superior diseñado para insertar el cordón Detaline. Hay diecinueve períodos de retardo disponibles desde 25 ms hasta 1.000 ms. Una etiqueta está adherida a cada fulminante para la identificación del período.
Los sistemas Detaline están conectados de manera similar a los sistemas convencionales de cordón detonante, excepto que las conexiones se hacen más fácilmente y no se requieren conexiones en ángulos rectos. La línea troncal Detaline se tiende sobre la longitud total de cada hilera de barrenos. Luego se conecta el arrancador Detaline o los retardos de superficie en la boca de cada barreno. La línea descendente de cordón detonante se dobla en forma de U y el lazo se inserta dentro del extremo con la flecha y se asegura por medio de un perno dentado. Finalmente el otro extremo de cada arrancador Detaline o retardo de superficie se conecta de la misma manera a la línea troncal continua tendida en cada hilera de barrenos. El sistema se conecta de tal manera que se crean dos caminos de iniciación redundantes. Mecha y fulminante o un estopín eléctrico se insertan en un arrancador, para iniciar la línea troncal. 4.7
CORDON DETONANTE Y SISTEMAS DE RETÁRDO COMPATIBLES El cardón detonante es un cordón redondo y flexible que contiene un centro de alto
explosivo, normalmente PETN, dentro de una cubierta reforzada y a prueba de agua. El cordón detonante es relativamente insensitivo y requiere de un iniciador apropiado, como un fulminante No. 6, para su iniciación. Tiene una velocidad de detonación muy alta, aproximadamente 6,400 m/s. La presión de detonación del cordón inicia a los altos explosivos sensitivos con los que entra en contacto. El cordón detonante no es sensitivo al choque o fricción comunes. Los retardos de superficie así como los de fondo se pueden lograr por medio de los dispositivos apropiados conectados al cordón detonante. Una desventaja considerable en el uso del cordón detonante en la superficie es el alto nivel de ruido que se genero cuando el cordón detona y en áreas muy secas se han ocasionado incendios de pasto y arbustos.
74
La compañía Ensign Bickford produce conectores ms que consisten de dos unidades moldeados de plástico y contienen un tubo de aluminio con los elementos de retardo en la parte central. Los dos elementos de retardo se conectan con un tubo de choque de 7 cm de largo. Cada extremo de la unidad está hecho de manera que el cordón detonante se pueda amarrar y asegurar a los conectores (Figura 4.9). Las conectores MS de Ensign Bickford están disponibles en cinco intervalos de retardo: 9,17, 25, 35 y 65 milisegundos. Se instalan cortando el cordón detonante y amarrando las unidades de plástico del conector ms a las puntas.
Figura 4.9 Conector Nonel MS
4.8
CEBOS DE RETARDO Los cebos de retardo son unidades de alto explosivo sensitivo con un iniciador no eléctrico
individual que se inicia a través de una línea de cordón detonante. El cebo de retardo se utiliza para detonar ANFO, agentes explosivos o cualquier explosivo no sensitivo al fulminante. Los cebos de retardo son ideales para la iniciación desde el fondo del barreno; estos pueden ser usados con columna completa de explosivos así como con tacos intermedios.
Un tubo corre a lo largo del cebo en el cual se entreteje una sola línea de cordón detonante. Esto elimina la necesidad de separar la línea de cordón para cada carga intermedia. Se pueden entrelazar cualquier número de cebos en esta línea sencilla de cordón detonante. La compañía Austin Powder fue la primera que fabricó los cebos de retardo. El detonador de 454 gr se utiliza para agentes explosivos a granel o empacados y emulsiones con diámetro de 100 mm o más (Figura 4.10)
75
Figura 4.10 Detonador de Retardo Austin (ADP)
Austin Powder recomienda que se utilice un cordón detonante de 5.3 gr/m como línea de bajada con una resistencia a la tensión por arriba de 90 Kg.
4.9
SISTEMAS DE INICIACION DE TUBOS DE CHOOUE Los tubos de choque son sistemas de transmisión de señal no eléctricos instantáneos y no
disruptiva. El sistema detona dentro de un tubo de plástico que contiene una pequeña capa de material reactivo en el interior. Este material reactivo tiene un peso de carga de alrededor de 0.02 gr/m y propaga una onda de choque sin ruido a una velocidad de 2.000 m/s aproximadamente. El sistema elimina todos los riesgos eléctricos, excepto la posible iniciación por un golpe directo de un rayo.
Los sistemas de tubos de choque necesitan una cantidad precisa de energía para iniciar la reacción dentro del tubo. Pueden ser iniciados con cordón detonante, estopín eléctrico, mecha y fulminante o un arrancador de bajo costo cómo un fulminante de escopeta con un dispositivo de percusión. Los aspectos únicos de estos sistemas son:
o Son totalmente seguros contra la mayoría de los riesgos eléctricos y de radio frecuencias. o No producen ruido en la superficie. o No inician explosivos sensitivos dentro de los barrenos. o Propagan la reacción a través nudos y dobleces extremos.
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4.9.1 INICIADORES DE TUBO DE CHOOUE LP Los iniciadores de tubo de choque LP proveen iniciación no eléctrica de retardo precisa para toda la minería subterránea, excavación de tiros y necesidades especiales en la construcción. Las cápsulas de retardo están disponibles en diferentes longitudes de tubo de choque.
Los iniciadores de tubo de choque están hechos para usarse con dinamitas, hidrogeles o emulsiones sensitivas disponibles comercialmente, ya que el explosivo dentro del tubo no iniciará o afectará a este tipo de explosivos. Estos iniciadores pueden usarse para iniciar explosivos no sensitivas en combinación con un detonador apropiado.
4.9.2 PRIMADETS SERIES SL Una variación de la serie de milisegundos, llamados la serie S.L (Ensign Bickford), están diseñados para minas a cielo abierto, canteras y construcción. Los Primadet serie S.L consisten en un tubo de choque con longitud de 38 cm el cual está sellado con calor por un extremo y tiene una cápsula de retardo en milisegundos por el otro extremo.
Esta unidad se ensambla en el campo a la longitud deseada amarrando un cordón detonante especialmente diseñado (Primaline) que contiene una carga de 0.5 gr/m. Esta pequeña carga de explosivo permite al Primaline funcionar sin afectar al ANFO u otros explosivos no sensitivos. En la superficie el Primaline se anuda a una línea de cordón detonante.
4.9.3 INICIADORES DE TUBO DE CHOQUE LLH.D. Los iniciadores LLH.D. (Long Length Heavy Duty) de milisegundos son similares a los iniciadores LP con la excepción de que los intervalos de retardo son más cortos. Una unidad LLH.D. tiene un tubo de choque con una longitud suficiente para alcanzar la boca del barreno. 77
Esta longitud elimina la necesidad del cordón detonante dentro del barreno lo que permite utilizar explosivos sensitivos dentro de los barrenos.
4.9.4 LINEAS TRONCALES CON RETARDO Las líneas troncales con retardo se utilizan en lugar de las líneas de cordón detonante. Estas unidades tienen retardos integrados para reemplazar a los conectores de retardo convencionales utilizados con el cordón detonante. Las líneas troncales son armadas en la fabrica con cinco componentes principales: el tubo de choque, la cápsula explosiva, el conector, la etiqueta de retardo y una manga de plástico (Figura 4.11)
Figura 4.11 Retardo de Superficie Nonel
4.9.5 EZ DET (ENSIGN Bickford) El EZ Det es un sistema de tubo de choque manufacturado por Ensign Bickford el cual elimina la necesidad de la línea troncal de retardo en la superficie. Cada unidad de EZ Det se compone de un tubo de choque con una cápsula de retardo fija a un extremo del tubo y otra cápsula en el extremo opuesto del tubo. Esta segunda unidad de retardo, la cual consiste de una cápsula de retardo de baja potencia, se engancha al tubo de choque en el barreno adyacente.
78
Las unidades EZ Det son fáciles y rápidas de ensamblar para aplicaciones en construcción y minería (Figura 4.12)
Figura 4.12 Unidad a Del
79
5
SELECCIÓN DE CEBOS Y REFORZADORES
La diferencia entre un cebo y un reforzador se encuentra principalmente en su uso más que en su composición física o fabricación. Un cebo se define como una unidad explosiva que contiene un iniciador. Por ejemplo, si un iniciador se coloca dentro de un cartucho de dinamita, ese cartucho con iniciador se convierte en un cebo. Un reforzador, por otro lado, es una unidad explosiva de diferente composición a la de la carga principal y no contiene un dispositivo iniciador. Un reforzador es iniciado por la carga de columna adyacente a él. Un reforzador se utiliza para poner energía adicional dentro de una capa de roca dura o difícil de romper (Figura 5.1)
Figura 5.1 Cebo y Reforzador en un Barreno
5.1
TIPOS DE CEBOS Los cebos se pueden encontrar en muchas tamaños y muchas composiciones diferentes.
Los cebos pueden ser tan pequeños como el Detaprime, el cual cabe en la punta de un iniciador y pesa unos cuantos gramos, o puede consistir de un cartucho de 20 Kg de explosivo (Figura 5.21). El diámetro puede variar desde unos cuantos milímetros hasta más de 30 cm. Los cebos se encuentran en una gran variedad de composiciones. Varios tipos de dinamita se usan como cebos así cómo hidrogeles, emulsiones y compuestos densificados de nitrato de amonio. Diferentes tipos de explosivos de alta densidad, alta velocidad de detonación y costo son usados como cebos. Debido al gran número de tamaños y composiciones de cebos, existe cierto grado de contusión entre los usuarios. La selección inadecuada puede causar, frecuentemente, resultadas muy pobres. 80
Figura 5.2 Cebos Detaprime y otras Marcas
Un cebado inadecuado puede ser costoso para el operador. Si la carga principal del barreno no se inicia apropiadamente, las plantillas de barrenación por necesidad serán mucho más pequeñas de lo que normalmente serian. E' tamaño de la fragmentación será más grande. Los procedimientos deficientes de cebado no sólo son costosos, sino que pueden causar vibración excesiva del terreno, golpe de aire, roca en vuelo y un daño considerablemente mayor detrás de la última hilera de barrenos de lo que ocurriría si se utilizaran procedimientos de cebado adecuados.
5.1.1 DETERMINACIÓN DE LA CANTIDAD NECESARIA El número de cebos que se colocan dentro de un barreno es dependiente de un número de factores diferentes. No hay un método de cebado que se pueda definir como un procedimiento universalmente aceptado.
81
Es una práctica común entre algunos operadores el colocar en forma rutinaria dos cebos dentro del barreno independientemente de la longitud de éste. Se preocupan acerca de la posibilidad de tener un iniciador defectuoso, que no dispare, o bien preocuparse por cortes del barreno debido al movimiento de la roca provocado por el disparo previo de otros barrenos. En cualquier caso, su razonamiento es que el usar un segundo cebo es un seguro contra cualquier problema. Si un manto rocoso contiene un número considerable de capas de arcilla, donde el confinamiento de la carga principal puede perderse durante el proceso de detonación, es común el encontrar operadores que colocan cebos adicionales en el barreno para provocar que la carga de explosivo dispare más rápidamente, reduciendo así la posibilidad de problemas debidos a la pérdida de confinamiento.
Si el operador está trabajando en roca competente, el uso de barrenos cuya longitud sea mayor o dos veces el bordo, puede requerir un segundo cebo para obtener una detonación eficiente a lo lago de toda la columna de explosivo. De manera inversa, en la mayoría de los casos desde un punto de vista puramente técnico, sólo un cebo es necesario para una columna sencilla de explosivo si la altura del banco es menor a dos veces el bordo. En estos casos donde más de un cebo es utilizado, se asume que ambos cebos dispararán casi instantáneamente.
Si dos o más cebos se colocan en un barreno, normalmente el segundo cebo se colocará con un retardo posterior ya que la localización del primer cebo puede ser crítica para que la voladura se desempeñe apropiadamente. El segundo cebo retardado actuará sólo como unidad de respaldo si el primero fallara en iniciar al tiempo proyectado.
5.1.2 CRITERIOS DE SELECCIÓN DE UN CEBO Los dos criterios más críticos de selección de un cebo son: la composición y el tamaño. La composición del cebo determina la presión de detonación que es la directamente responsable de la iniciación de la carga principal. Investigaciones hechas por Norm Junk en la compañía
Atlas
Powder
han
demostrado
que
la
composición
del
cebo
afecta
significativamente el desempeño de las cargas de ANFO. La figura 5.3 es una gráfica que ilustra el efecto de la presión de detonación para una carga de ANFO de 76 mm de diámetro y 82
la respuesta del ANFO a diferentes distancias desde el cebo. Debe notarse que los cebos térmicos de baja presión de detonación causaron de hecho una combustión en vez de iniciar una detonación. Todos las cebos que produzcan velocidades de detonación por arriba de la del estado estable son aceptables.
El tamaño del cebo también es importante para obtener una reacción apropiada. Cebos con diámetros muy pequeños no son tan eficientes como los de diámetro mayor. La figura 5.4 demuestra el efecto del diámetro del cebo en la respuesta del ANFO en cargas de 76 mm de diámetro a diferentes distancias desde el cebo. Estas investigaciones conducidas por la compañía Atlas Powder indicaron que los cebos de diámetro pequeño resultan ineficientes sin importar la composición del material utilizado.
Figura 5.3 Composición Explosiva y Desempeño del cebo
83
Figuro 5.4 Diámetro del cebo y Desempeño del cebo
5.1.3 GUÍAS DE SELECCIÓN DE CEBOS A continuación damos algunos lineamientos generales para el cebado:
o La presión de detonación de un cebo debe ser mayor al nivel necesario para provocar que la carga principal detone a, o por encima de su velocidad normal de detonación. La densidad y la velocidad de detonación en confinamiento pueden usarse como indicadores de la presión de detonación, si los valores de ésta no están disponibles. Un cebo que tenga una densidad aproximada de 12 gr/cm3 con una velocidad de detonación en confinamiento mayor a 4600 m/s normalmente será adecuado para cebar explosivos no sensitivos, materiales tales como ANFO, agentes explosivos y la mayoría de los hidrogeles. Esta combinación de densidad y velocidad produce una presión de detonación de alrededor de 60 kilo bares. Para explosivos tales como emulsiones, que detonan a velocidades mayores, cebos más energéticos producirán mejores resultados. Un cebo con densidad de 1.3 gr/cm3 con una velocidad de detonación en confinamiento mayor a 5200 m/s será adecuado para rápidamente alcanzar la velocidad normal del explosivo. Esta combinación de densidad y velocidad produce una presión de detonación de alrededor de 80 kilo bares.
84
o El diámetro del cebo debe ser mayor al diámetro crítico del explosivo usado como carga principal de la columna. o El cebo debe ser sensitivo al iniciador. Una gran variedad de productos son usados como cebos. Estos cebos tienen diferentes sensitividades. Algunos pueden ser iniciados por cordón detonante de baja energía, mientras que otros pueden ser insensitivos a estos iniciadores. Es importante que el operador entienda la sensitividad de un cebo para asegurar que la detonación ocurra en la carga principal de columna. o El explosivo en el cebo debe alcanzar su velocidad nominal de detonación dentro de la longitud del cartucho. Si esto se logra. entonces los cartuchos adicionales de explosivo de cebado no tienen un propósito útil. o Para la mayoría de las aplicaciones de voladura, no son necesarios más de dos cebos por barreno. El segundo cebo, aunque técnicamente no se necesita, es comúnmente usado como sistema de respaldo en caso de que el primero falle o no dispare la carga completa.
5.2
REFORZADORES Los reforzadores se utilizan para intensificar la reacción del explosivo en un punto en
especial dentro de la columna de explosivo. Los reforzadores se utilizan algunas veces entre cada cartucho de explosivo para asegurar la trasmisión de la detonación a través de las uniones de los cartuchos. Esto normalmente es una pobre excusa para el uso de los reforzadores, ya que el costo de un reforzador puede ser considerable. La selección de un explosivo que no requiera un reforzador entre cada cartucho puede ser una solución más económica.
En general, los reforzadores se utilizan para poner más energía dentro de una capa dura en la columna de roca. Algunas veces se utilizan también para intensificar la reacción alrededor del cebo lo que aportará más energía en el punto donde se localice el cebo. Esto es usado comúnmente cuando los cebos se localizan cerca del fondo del barreno, ya que es en este punto donde la roca es más difícil de romper. El usar un reforzador en el fondo del barreno normalmente permite el incremento en las dimensiones del bordo y una mejor fragmentación en la pata de la voladura. Los reforzadores pueden estar hechos de materiales
85
explosivos similares a los cebos. Su única función es la de aportar más energía en puntos específicos dentro de la columna de explosivo.
5.3
EFECTOS DEL CORDÓN DETONANTE EN LA LIBERACIÓN DE ENERGÍA Los explosivos sensitivos, tales cómo la dinamita, se inician con cordón detonante. Los
explosivos no sensitivos tales cómo el nitrato de amonio, emulsiones e hidrogeles pueden ser afectados de muchas maneras por el cordón detonante que pasa a través de la columna de explosivo. Si el cordón detonante tiene la suficiente energía, los explosivos pueden detonar o quemarse. Una combustión, en lugar de una detonación, libera sólo una parte de la energía disponible de los explosivos. La voladura está subcargada debido a la poca liberación de energía. Los niveles de vibración del terreno aumentan mientras que los barrenos se escopetean produciendo roca en vuelo.
Para prevenir que la carga principal de explosivo se queme o deflagre, uno debe estar seguro que el cordón detonante no es demasiado grande para el diámetro del barreno. Las cargas del cordón que no deben causar deflagración se encuentran en la tabla 5.1.
Si el cordón detonante no tiene la carga suficiente para causar la reacción del explosivo, puede provocar que el explosivo se dañe. La localización del cordón puede ser al centro del barreno o a un lado y esta localización controlará la severidad de los efectos. El daño resultante es llamado presión muerta o precompresión. La precompresión incrementa la densidad del explosivo y éste no detona. Esto ocurre cuándo el cordón detonante tiene suficiente energía para quebrar los espacios de aire dentro del explosivo o romper las micro esferas llenas de aire que se utilizan en algunos productos. Las bolsas de aire proveen lugares para la formación de puntos calientes para la detonación. La compresión adiabática del aire es necesaria para que la detonación prosiga a lo largo del explosivo.
86
Tabla 5.1 Carga Máxima del Cordón
Diámetro del Barreno (mm) Carga Máxima del Cordón (g/m) 25-127
2.1
127-204
5.3
204-381
10.7
Cuándo el explosivo está parcialmente comprimido o dañado por la precompresión, puede detonar o quemarse liberando sólo una parte de la energía disponible. Este efecto puede ser confuso ya que puede estar totalmente consumido y tener muy poca fragmentación de roca. Comúnmente, el operador que sufre este tipo de problemas piensa que el problema es debido a la dureza de la roca. Para entender mejor este problema, mire la pérdida de energía resultante de pasar un cordón detonante a través de una columna de explosivo. La figura 5.5 muestra la pérdida de energía del ANFO, el cual es dañado por el cordón detonante. Las emulsiones pueden sufrir daños similares. Aún un cordón de 0.85 gr/m puede causar una pérdida significativa de energía en el ANFO. Aproximadamente un 38% de la energía útil se pierde en un barreno de 50 mm.
La recomendación general es: no utilizar ningún cordón detonante en barrenos de diámetro pequeño cargados con explosivos no sensitivos.
Figura 5.5 Pérdida de energía provocada por cordón detonante
87
6
DISEÑO DE VOLADURAS
El diseño de voladuras debe abarcar los conceptos fundamentales de un diseño de voladuras ideal los cuales son modificados cuando es necesario para compensar las condiciones geológicas específicas del lugar. Para poder evaluar un plan de voladura, éste debe de tomarse por partes y cada variable o dimensión debe ser evaluada. Un plan de voladura debe diseñarse y revisase paso por paso. Este capítulo expondrá un procedimiento paso por paso para el análisis de un plan de voladura. Serán examinados los métodos para determinar si las variables de diseño están en rangos normalmente aceptados.
6.1
BORDO La dimensión del bordo se define cómo la distancia más corta al punto de alivio al
momento que un barreno detona (Figura 6.1). El alivio se considera normalmente cómo la cara original del banco o bien cómo una cara interna creada por una hilera de barrenos que han sido disparados previamente con un retardo anterior. La selección del bordo apropiado es una de las decisiones más importantes que hay que hacer en cualquier diseño de voladuras. De todas las dimensiones de diseño en una voladura, el bordo es la más crítica. Si los bordos son demasiado pequeños, la roca es lanzada a una distancia considerable de la cara. Los niveles de golpe de aire son altos y la fragmentación puede resultar demasiado fina. Por el otro lado, si los bordos son muy grandes, dará cómo resultado el rompimiento trasero y el bronqueo de la cara final (lanzamiento de material hacia atrás). Los bordos excesivos también pueden ocasionar que los barrenos se escopeteen lanzando piedra a distancias considerables, los niveles de golpe de aire altos y la formación de cráteres ocurren cuando los barrenos sólo tienen el alivio hacia arriba. Los bordos excesivos causan un exceso de confinamiento en los barrenos, lo que da cómo resultado niveles de vibración significativamente más altos por kilogramo de explosivo utilizado. La fragmentación de la roca puede ser extremadamente gruesa y con frecuencia se tienen problemas en la parte baja o pata del banco. Otras variables de diseño son más flexibles y no producirán diferencias tan drásticas en los resultados cómo la misma proporción de error en la dimensión del bordo.
88
Figura 6.1 Símbolos para el diseño de voladuras
donde: B
=
Bordo
T
=
laco
J
=
Sub barrenación
L
=
Altura de banco
H
=
Profundidad del barreno
PC
=
Longitud de la columna de explosivo
Si el operador ha seleccionado un bordo y lo ha utilizado con éxito con un diámetro de barreno determinado y quiere calcular el bordo para un diámetro diferente, ya sea mayor o menor, puede hacerlo de manera fácil siempre y cuando lo único que esté cambiando sea el diámetro del barreno y el tipo de roca y explosivo se mantengan igual. Para hacer esto, puede utilizar la siguiente relación:
(6.1)
B2 = B1 ⋅
De2 De1
donde: B1
: Bordo utilizado exitosamente en voladuras previas
De1
: Diámetro del explosivo para B1
B2
: Nuevo bordo
De2
:Diámetro nuevo del explosivo para B2 89
Ejemplo 6.1 Un contratista estaba trabajando en un corte de una carretera. Se hicieron barrenos de 152 mm en roca arenisca y se cargaron con nitrato de amonio. El operador decidió reducir el diámetro de los barrenos a 102 mm mientras seguía utilizando el nitrato de amonio cómo explosivo. Se puede determinar el nuevo bordo necesario para el diámetro de la carga de 102 mm substituyendo los números en la ecuación 6.1.
Información dada: B1
4.6 m
De1
152.0 mm
De2
102.0 mm
¿ Cuál es el valor de B2?
La ecuación 6.1 tiene severas limitaciones ya que sólo puede usarse si las características de los explosivos y la roca se mantienen sin cambio.
6.1.1 AJUSTE PARA EL TIPO DE ROCA Y EXPLOSIVO Cuando un operador se está moviendo hacia una nueva área de trabajo donde no ha tenido experiencia previa, sólo tendrá las características generales de la roca y el explosivo para trabajar. En estos casos y sobre todo si existen asentamientos humanos cercanos, es esencial que la primera voladura no sea un desastre. Para estimar el bordo bajo estas situaciones, la siguiente fórmula empírica resulta de ayuda. (6.2) 2 ⋅ SGe B = 0.012 ⋅ + 1.5 ⋅ De SGr
90
donde: B
: Bordo
(m)
Sge
: Gravedad Especifica o Densidad del Explosivo
SGr
: Gravedad específica o Densidad de la Roca (g/cm3)
De
: Diámetro del Explosivo
(g/cm3)
(mm)
Ejemplo 6.2 Un operador ha diseñado un patrón de voladura en una formación de roca caliza usando barrenos de 76 mm de diámetro. Estos barrenos se cargarán con dinamita semigelatina con una densidad de 1.3 g/cm3. La caliza tiene una densidad de 2.6 g/cm3 y el diámetro de los cartuchos es de 62 mm. Se puede usar la ecuación 6.2 para determinar el bordo (las densidades de las rocas se dan en la tabla 6.1).
Tabla 6.1 Densidad de las Rocas
Densidad g/cm3
Tipo de Roca Arenisca
2.0 – 2.8
Basalto
2.8 - 3.0
Caliza
2.4 - 2.9
Cuarcita
2.0 - 2.8
Diorita
2.8 - 3.0
Dolomita
2.8 - 2.3
Esquisto
2.4 - 2.8
Feldespato
2.6 - 3.0
Gneis
2.6 - 2.9
Granito
2.6 - 2.9
Hematita
4.5 - 5.3
Mármol
2.1 - 2.9
Mica
2.5 - 2.9
Pizarra
2.5 - 2.6
Trap Rock
2.6 - 3.0 91
En la mayoría de los casos, los bordos utilizados en un trabajo, serán razonables si están dentro de +/- 10% del valor obtenido con la ecuación 6.2. La densidad de la roca se utiliza en esta ecuación cómo una indicación de la resistencia de la matriz de la roca. Existe una relación entre la densidad de la roca y su resistencia: entre más densa sea la roca, se necesitará mayor energía para superar su resistencia a la tensión y causar el rompimiento. Existe también una relación con la cantidad de energía necesaria para mover la roca; entre más densa sea, se necesitará más energía para mover la roca. Las características de potencia de los explosivos pueden aproximarse utilizando la gravedad específica (densidad) ya que entre más potente sea un explosivo, será más denso. Si la potencia de los explosivos fuese la misma sobre la base de la unidad de peso, entonces la potencia sería proporcional a la densidad. Sin embargo, también existen diferencias en la energía de los explosivos sobre la base de la unidad de peso. Esas diferencias comparadas con las diferencias en la densidad son, normalmente, bastante pequeñas, lo que nos permite usar la ecuación 6.2 cómo una primera aproximación.
Las ecuaciones anteriormente propuestas para el cálculo del bordo usaban la densidad de los explosivos cómo un indicador de la energía. La nueva generación de suspensiones explosivas, llamadas emulsiones, de alguna manera tiene diferentes energías aunque tienen casi la misma densidad. Las ecuaciones de bordo propuestas hasta ahora definirán un bordo razonable pero no diferenciarán entre los niveles de energía de algunos explosivos cómo las emulsiones. De manera de poder aproximar aún más el bordo para una voladura de prueba, se puede utilizar una ecuación que considera la potencia relativa por volumen en lugar de la densidad del explosivo. La potencia relativa por volumen es el nivel de energía a volumen constante y comparado a un explosivo básico.
El explosivo básico para comparación es el nitrato de amonio y diesel al cual se le ha asignado un nivel de energía de 100. Para usar la ecuación de energía se deben considerar la potencia relativa por volumen del explosivo. Se ha encontrado que los valores de la potencia relativa por volumen que resultan de los datos de la prueba de la energía de burbuja, normalmente producen resultados razonables. El trabajar con energías relativas puede ser confuso ya que las energías relativas pueden ser calculadas, en lugar de obtenidas de datos de pruebas de energía de burbuja. El explosivo dentro del ambiente del barreno puede no ser
92
tan eficiente cómo se podría esperar por los datos de la prueba subacuática. La ecuación que utiliza energía relativa es: (6.3)
B = 8 x10 −3 ⋅ De ⋅ 3
St v SGr
donde: B
: Bordo
(m)
De
: Diámetro del Explosivo
Stv
: Potencia relativa por volumen
SGr
: Gravedad Específica de lo Roca
(mm) (ANFO = 100) (g/crn3)
6.1.2 CORRECCIONES POR EL NUMERO DE HILERAS Muchas operaciones de voladuras se llevan a cabo usando una o dos hileras de barrenos. En estos casos, el bordo entre la primera y segunda hilera será igual. En otras voladuras sin embargo, se utilizan tres o más hileras. Cuando el tiempo de voladura no es correcto, es más difícil romper las últimas hileras de barrenos en voladuras de hileras múltiples, ya que las hileras previas añaden resistencia y confinamiento extra a las hileras traseras. Esto ocurre también con frecuencia en voladuras con apilamientos anteriores. Las voladuras con apilamientos anteriores son aquellas que se disparan antes de que el material de la voladura previa sea removido. Para ajustar los bordos de la tercera, cuarta e hileras subsecuentes, se puede utilizar el factor de corrección Kr cómo se indica en la tabla 6.2. El bordo para la voladura de prueba será el calculado originalmente multiplicando por Kr. Tabla 6.2 Correcciones por el número de hileras
HILERAS
Kr
Una o dos hileras
1.0
Tercera hilera y subsecuentes o voladuras con apilamientos anteriores
0.9
93
6.1.3 CORRECCION POR FACTORES GEOLOGICOS Ningún valor será satisfactorio para la dimensión exacta del bordo en un tipo particular de roca debido a la naturaleza variable de la geología. Aún cuándo las características de resistencia se mantengan sin cambio, la forma del depósito y la estructura geológica deben ser considerados en el diseño de una voladura. El ángulo de los estratos influye el diseño del bordo dentro del patrón.
Existen dos resistencias de la roca que debe superar el explosivo: la resistencia a la tensión de la matriz de la roca y la resistencia a la tensión de la masa rocosa. La resistencia a la tensión de la matriz es aquella que se puede medir con las pruebas de ruptura (Brasileña o de módulo) efectuadas en una máquina de pruebas uniaxial. Los procedimientos de pruebas mecánicas requieren el uso de una muestra masiva y sin daño del material. Los resultados se verán influenciados debido a que se utilizan muestras intactas en vez de aquellas que ya tienen fracturas. Al hacer esto, sólo se está midiendo la resistencia de la matriz y no la de la masa rocosa. La resistencia de la masa puede ser muy baja mientras que la de la matriz resulte muy alta. Por ejemplo: se puede tener una roca muy dura altamente fracturada, rota, foliada y laminada. La masa rocosa sin embargo, puede encontrarse al borde del colapso debido simplemente a la estructura de la roca.
Para estimar la desviación de la fórmula normal del bordo para estructuras rocosas poco usuales, se incorporan dos constantes a dicha fórmula. La constante Kd se utiliza para la forma del depósito y la constante Ks es la correcci6n para la estructura geológica. Los valores de Kd tienen un rango de 1.0 a 1.18 y describen el sentido de los estratos (Tabla 6.3). El método de clasificación se divide en tres casos generales de depósito: estratos sumergiéndose hacia el corte, estratos sumergiéndose hacia la cara y otros tipos de depósitos.
94
Tabla 6.3 Correcciones por el tipo de Depósito
Orientación de los Estratos
Kd
Estratos hacia el corte
1.18
Estratos hacia la cara
0.95
Otros tipos de depósitos
1.00
La corrección para la estructura geológica toma en cuenta la naturaleza fracturada de la roca in situ, la resistencia de las juntas y su frecuencia así cómo la forma en que están cementados los estratos de roca. Los factores de corrección para la estructura de la roca varían de 0.95 a 1.30 (Tabla 6.4). La roca masiva e intacta tendrá un valor de Ks de 0.95 mientras que la roca altamente fracturada puede tener un valor de Ks cercano a 1.30. Tabla 6.4 Correcciones para Estructura Geológica
Estructura Geológica
Ks
Altamente fracturada. ¡untas frecuentes y 1.3 débiles, capas con poco cementante Capas delgadas bien cementadas con juntas 1.10 estrechas Roca intacta y masiva
0.95
El ejemplo 6.3 ayudará a demostrar el uso de los factores de corrección.
Ejemplo 6.3 La formación rocosa es de caliza (densidad = 2.6 g/cm3) y tiene estratos horizontales con muchas juntas débiles. Está altamente laminada con capas poco cementadas. El explosivo será una suspensión encartuchada (potencia relativa de 140) con una densidad de 1.2 g/cm3. Los cartuchos de 127 mm de diámetro serán cargados dentro de barrenos mojados de 165 mm de diámetro.
95
Corrección para condiciones geológicas
B=Kd x Kr x B=l x l.3 x 3.84 = 4.99 m
Primero se calcula el bordo promedio utilizando la ecuación 6.2 o 6.3. Con cartuchos de 127 mm. el bordo promedio es de 3.84 m. Cuando se aplican los factores de corrección el bordo será de 4.99 m.
6.2
DISTANCIA DEL TACO La distancia del taco se refiere a la porción superior del barreno que normalmente se
rellena con material inerte para confinar los gases de la explosión. Para que una carga de alto explosivo funcione adecuadamente y libere el máximo de energía, la carga debe encontrarse confinada dentro del barreno. E confinamiento adecuado también es necesario para controlar la sobrepresión de aire y la roca en vuelo. La relación común para la determinación del taco es:
(6.4) T = 0. 7 ⋅ B
donde: T
: Taco
(m)
B
: Bordo
(m)
En la mayoría de los casos, una distancia de taco de 0.7 B es adecuada para evitar que salga material prematuramente del barreno. Debe recordarse que la distancia del taco es proporcional al bordo y, por lo tanto, al diámetro de la carga, a la densidad del explosivo y a la densidad de la roca, ya que todos éstos son necesarios para determinar el bordo. La distancia 96
del taco es también función de estas variables. Si la voladura tiene un diseño pobre una distancia del taco de 0.7 B puede no ser adecuada para evitar que el material se escopetee. De hecho, bajo condiciones de un diseño deficiente, el doblar; triplicar o cuadruplicar la distancia del taco, no asegura que los barrenos funcionen correctamente, por lo tanto, la distancia del taco promedio discutida arriba solamente es válido si la voladura está funcionando adecuadamente.
Ejemplo 6.4
En el ejemplo 6.2 se utilizó un barreno de 76 mm de diámetro en roca caliza. Se determinó que un bordo de 1.86 m sería adecuado cómo primera aproximación. Para calcular la distancia de taco necesaria en esa voladura:
T = 0.7 x B (Para piedra triturada o astillas de barrenación)
T = 0.7 x 1.86 = 1.3 m
El material más común utilizado para taco son las astillas de barrenación ya que, se localizan convenientemente en la boca de los barrenos. Sin embargo, las astillas muy finas comúnmente llamada polvo es un material muy pobre para el taco. Si se utilizan astillas de barrenación que contengan demasiado polvo, se tendrá que utilizar aproximadamente un 30% ó 0.3 x B más (taco = bordo) que si se utiliza piedra triturada cómo material de taco. En casos donde la roca sólida se localiza cerca de la superficie del banco, los operadores con frecuencia suben la columna principal de explosivo lo más posible, para poder romper esta roca masiva. Sin embargo, no quieren arriesgar la posibilidad de que los barrenos se escopeteen, haya roca en vuelo y sobrepresión de aire.
En casos cómo éste, es una práctica común el traer piedra triturada al lugar de trabajo para usarla cómo material de taco. En el ejemplo 6.4 donde la distancia del taco fue calculada, si se utiliza polvo de barrenación en lugar de piedra triturada o astillas de barrenación, puede ser necesario aumentar la profundidad del taco para que equivalga a la dimensión del bordo.
97
El polvo de barrenación es un material de taco muy pobre ya que no se traba contra las paredes del barreno y es fácilmente expulsado.
Sí las distancias de los tacos son excesivas, se obtendrá una fracturación muy pobre en la parte superior del banco y la cantidad de rompimiento trasero se incrementará. Cuando una voladura funciona apropiadamente, la zona del taco se levantará suavemente y caerá en la pila de roca después de que el bordo se ha movido hacia fuera. Esta acción se ilustra en la figura 6.2
Figura 6.2 Desempeño de la Zona de taco
La selección del tamaño del material de taco es importante, si se desea minimizar la profundidad de éste, para poder romper la capa superior de roca. El polvo de barrenación muy fino no se mantendrá dentro del barreno. El material muy grueso tiene la tendencia a dejar huecos de aire cuando se vacía en el barreno, y puede ser expulsado cómo pelotas de golf. El tamaño óptimo del material de taco será aquel que tenga en promedio un diámetro aproximado al 5% del diámetro del barreno. Dicho material debe tener aristas agudas para que funcione adecuadamente. El tamaño apropiado se determina de la siguiente manera:
98
(6.5) Sr =
Dh 20
y donde: Sr
: Tamaño de la partícula (mm)
Dh
: Diámetro del Barreno
(mm)
La grava de río de este tamaño, que tiene cantos rodados, no funcionará tan bien cómo la grava triturada. Cuándo ocurre la detonación en el barreno, las partículas del taco ubicadas a una distancia corta por encima de la carga, serán comprimidos hasta tener una consistencia de argamasa (Figura 6.3).
Figura 6.3 Compactación del Material de taco Inmediatamente Arriba de la Carga
El material compacto resulta de piedra triturada (izquierda)
6.3
SUB BARRENACION El término sub barrenación se utiliza comúnmente para definir la profundidad a la cual se
perforará el barreno por debajo del nivel de piso propuesto, para asegura que el rompimiento ocurrirá a nivel. Los barrenos normalmente no rompen la profundidad total. En la mayoría de las obras de construcción se utiliza la sub-barrenación, a menos que, por coincidencia, exista un estrato suave o que una junta de dos estratos se localice al nivel de piso. Si esto ocurre, no se utilizará la sub barrenación. De hecho, los barrenos pueden rellenase una distancia 99
equivalente de 6 a 12 diámetros de la carga, para confinar los gases y mantenerlos alejados del estrato suave (Figura 6.4). Por otro lado, si existe un estrato suave a corta distancia por encima del nivel de piso propuesto y por debajo de éste existe roca masiva, es común encontrar sub-barrenaciones más profundas de manera de poder romper el material por debajo del estrato suave. Cómo ejemplo, la figura 6.5 muestra un estrato suave 30 cm por arriba del nivel de piso. En este caso, se deja una sub-barrenación igual a la dimensión del bordo por debajo del nivel de piso para asegurar el rompimiento a nivel. En la mayoría de los casos la sub-barrenación. se calcula de la siguiente manera:
(6.6) J = 0. 3 ⋅ B
donde: J
: Sub-barrenación
(m)
B
: Bordo
(m)
Figura 6.4 Barreno Rellenado Debido a Estrato Suave
La sub-barrenaci6n no debe contener astillas de barrenación, lodo o cualquier otro material rocoso. Si las paredes del barreno se derrumban y rellenan el barreno, la subbarrenación real deberá ser más profunda que la sub-barrenación discutida previamente de manera que al tiempo de cargar la cantidad calculada de sub-barrenación, ésta este abierta y aloje a los explosivos.
Para poder obtener un fondo plano en una excavación es de sentido común, económicamente hablando, barrenar por debajo del nivel de piso, lo que asegura, a pesar de 100
los errores en la profundidad de barrenación y los derrumbes aleatorias, que todos los fondos de los barrenos se encontrarán a 1a profundidad correcta al tiempo del cargado. Si la barrenación se hace un poco más profunda de lo requerido y algunos de los barrenos son demasiado profundos al tiempo del cargado, el responsable de las voladuras tiene la opción de rellenar con astillas de barrenaci6n o material de taco los barrenos y así darles la profundidad deseada. El responsable de voladuras, sin embargo, no tiene la forma, al tiempo del cargado, de remover material o polvo de barrenación que haya caído en el barreno.
Figura 6-5 Problemas del Estrato Suave Encima del Nivel de Piso
La función de la sub-barrenación se ilustra en la figura 6.6. Las líneas en la figura representan los contornos o zonas de tensión donde los esfuerzos en la roca son iguales. La zona rayada indica la zona de máxima tensión en la roca. En la Figura 6.6 donde se utilizó la sub-barrenación, existe una zona mayor de tensión máxima y se da más cerca del nivel del piso o del área que debe ser cortada.
Figura 6-6 Sub-barrenación y Niveles Máximos de. Esfuerzo de Tensión
Ejemplo 6.5
101
Un barreno de 76 mm de diámetro fue utilizado en la figura 6.2 en roca caliza. El bordo resultó de 1.86 m. La cantidad de barrenación extra o sub-barrenación que se necesita por debajo del nivel de piso para asegurar el rompimiento a nivel se determina usando la ecuación 6.6.
Solución:
J =0.3 x 8 = 0.3 x l.86 m = 0.56 m
6.4
SELECCION DEL DIÁMETRO DE BARRENO La selección del diámetro adecuado del barreno para cualquier trabajo requiere una
evaluación en dos partes. La primera parte considera el efecto del diámetro del barreno en la fragmentación, soplo de aire, roca en vuelo y vibración del terreno. La segunda parte considera la parte económica de la barrenación.
6.4.1 CONSIDERACIONES DE VOLADURA Las consideraciones de voladura cómo la fragmentación, la sobrepresión de aire, la roca en vuelo y la vibración del terreno deben ser evaluadas. En general, entre más grande sea el diámetro del barreno, mayores serán los problemas con la sobrepresión de aire, la roca en vuelo, la vibración y la fragmentación. Para adentrarse más en los problemas potenciales que pueden resultar, es necesario considerar la relación de rigidez, que se define cómo: la altura del banco dividida entre la distancia del bordo o L/B. La Tabla 6.5 es un resumen en general de los problemas potenciales relacionados con la relación de rigidez
102
Tabla 6-5 Problemas potenciales Relacionados con la Relación de Rigidez (L/B)
Con la ayuda de la Tabla 6.5. el operador puede determinar el Potencial de los efectos indeseables que han sido discutidos previamente y determinar cuanto puede cambiar la barrenación y el cargado sobre la base de estos factores. Mientras más masiva sea la roca en una voladura de producción los resultados de la Tabla 6.5 serán más probables.
Ejemplo 6.6
La compañía constructora Ajax está haciendo un corte en una carretera. La altura máxima del banco es 6 m. Debido a que el equipo de carga es pequeño, la fragmentación debe ser buena. El operador tiene perforadoras capaces de perforar barrenos de hasta 127 mm de diámetro y un martillo de fondo capaz de perforar barrenos de 200 mm. ¿ Qué diámetro debe seleccionarse sobre la base de las condiciones locales?
Solución:
1.
Primero hay que responder estas preguntas:
¿Están mojados 101 barrenos? ¿ Qué explosivo debe usarse, encartuchado o a
granel? (Suponga barrenos secos, utilizando ANFO como explosivo) 2.
¿ Qué cantidad de explosivo se puede cargar por barreno o carga intermedia sin tener
problemas con la vibración? 103
3.
¿Deben evitarse totalmente la sobrepresión de aire y la roca en vuelo y deben utilizarse
tapetes de voladura?
Ya que la fragmentación debe ser buena, seleccione una relación de rigidez de 3. El explosivo seleccionado sobre la base de la respuesta de la pregunta 1 tiene una densidad de 0.8 y la densidad de la roca es de 2.6. La ecuación 6.2 puede ser utilizada para resolver el diámetro de la carga (de). Si L/B = 3 y L = 6 m entonces:
Utilizando la ecuación 6.2:
Despejando la Incógnita y substituyendo 2 por B en la ecuación:
La respuesta obtenida con estos cálculos no será necesariamente el diámetro óptimo de la carga. Será el diámetro máximo de la carga que se desea utilizar para minimizar las condiciones antes discutidos. La vibración será razonable para el tamaño de las cargas. Por otro lado, cualquier diámetro mayor a 76 mm incrementará la posibilidad de obtener una fragmentación más gruesa, sobre presión de aire alta, roca en vuelo y más vibración del terreno por kilo de explosivo utilizado.
104
Un método simple utilizado para estimar la longitud del barreno, donde la relación de rigidez sea superior a 2, se muestra en la Figura 6.7 y con frecuencia se le llama "Regla de Sesenta".
(6.7)
donde: LH = altura de Banco Mínima De
=
(m)
Diámetro del Explosivo
(mm)
La longitud mínima de un barreno en metros se aproxima multiplicando el diámetro del barreno en milímetros por 60 y dividiendo entre 1000,
Figura 6-7 Regla de Sesenta
6.4.2 TIEMPO DE INICIACION Y TOLERANCIA DEL INICIADOR Todos los sistemas de Iniciación utilizados hoy en día tienen tolerancia en los tiempos de disparo, lo que significa que los iniciadores no disparan exactamente en el retardo nominal. 105
En general, a menos que se especifique de otra forma por el fabricante, se puede asumir que el periodo nominal de retardo tiene una tolerancia máxima aproximada de +/- 1%. Esto es para indicar, por ejemplo, que un iniciador eléctrico o no eléctrico con un retardo nominal de 200 milisegundos disparará entre 180 y 220 ms. En la Figura 6.8ª, si el barreno subsiguiente debe disparar a los 210 milisegundos, la probabilidad de tener un retardo verdadero de 10 milisegundos entre los dos barrenos es relativamente pequeña, si cada barreno tiene un iniciador de 200 ms. Cada uno tiene una tolerancia potencial en el tiempo de retardo de 200 más menos 20 milisegundos. En un caso (Figura 6.8ª), los retados en los iniciadores podrían disparar con 40 milisegundos de diferencia más 10 ms adicionales entre barrenos debido al explosor secuencial dando un total de 50 ms de diferencia. En el otro caso (Figura 6.8B) si el barreno No. 1 dispara tarde, 220 ms, y el barreno No. 2 dispara 20 ms antes a 180 ms, a pesar del retardo de 10 ms entre barrenos, podría ocurrir una secuencia de disparo inversa.
Figura 6-8 Efectos de la Tolerancia en el Tiempo de Disparo
Si se pretende alcanzar un buen control de pared, baja vibración y poca violencia, el movimiento en secuencio de las hileras de barrenos es indispensable. Cuándo se diseña una voladura, debe considerarse seriamente el efecto de la tolerancia en el tiempo de retardo, especialmente en los retardos de hilera a hilera.
106
Aunque no es un acontecimiento común, la tolerancia en el tiempo de disparo ha sido responsable del rompimiento trasero, roca en vuelo, sobre-presión de aire y vibración del terreno excesiva. 6.5
EFECTO DEL RETARDO DE TIEMPO EN LA FRAGMENTACION La selección del tiempo de iniciación adecuado es tan importante en cada aspecto, cómo
la selección de las dimensiones físicas tales como bordo y espaciamiento. Las condiciones generales de tiempo de iniciación serán discutidas. La primera es donde los barrenos dentro de una hilera son disparados instantáneamente o simultáneamente. La iniciación simultánea a lo largo de la hilera requiere de un espaciamiento mayor y por lo tanto, ya que los barrenos se encuentran mas alejados, el costo por metro cúbico o por tonelada del material extraído se ve reducido. Las desventajas de tener iniciación simultánea a lo largo de la hilera, son los problemas que surgirán relacionadas con la vibración del terreno debido a que hay muchos barrenos detonando al mismo tiempo. Aunque se producen más metros cúbicos con la iniciación instantánea, la fragmentación será más gruesa que la obtenida con los retardos de tiempo adecuados y espaciamientos más cortos. La iniciación retardada a lo largo de la hilera reduce la vibración del terreno y produce una fragmentación más fina a un costo mayor. La tabla 6.6 proporciona las constantes de tiempo para diferentes tipos de roca. La información en esta Tabla puede usarse con la ecuación 6.8. Tabla 6-6 Retardo de Tiempo entre Barrenos (Voladuras en Banco)
Tipo de Roca
Constante T H (ms/m)
Arenas. Margas, Carbón
6.5
Algunas Calizas, Esquistos
5.5
Calizas compactas y mármoles, algunos granitos y 4.5 basaltos, Cuarcita, algunos gneis Feldespatos
Porfídicos,
gneis
compactos
y
mica, 3.5
magnetitas
107
6.5.1 RETARDOS DE BARRENO A BARRENO (6.8)
t H = TH ⋅ S donde: tH
: Retardo barreno a barreno
(ms)
TH
:Constante de retardo barreno a barreno según Tabla 6.6
S
: Espaciamiento
(m)
6.5.2 RETARDOS DE HILERA A HILERA Los lineamientos para el retardo entre hileras son los siguientes:
o Los retardos cortos causan pila de roca más altas y pegadas a la cara. o Los retardos cortos causan más rompimiento trasero. o Los retardos cortos causan más violencia, sobrepresión de aire y vibración del terreno o Los retardos cortos tienen más potencial para causar roca en vuelo. o Los retardos largos reducen los niveles de vibración. o Los retardos largos reducen el rompimiento trasero.
Para determinar el retardo que debe utilizarse entre hileras en voladuras de producción, la Tabla 6.7 proporciona lineamientos generales.
108
Tabla 6-7 Retardo de tiempo Entre Hileras
Constante T H(ms/m)
Resultado
6.5
Violencia1 sobrepresión de aire excesiva, rompimiento trasero. etc.
8.0
Pila de material alta cercana a la cara, sobrepresión y rompimiento moderados
11.5
Altura de pila promedio, sobrepresión y rompimiento promedio
16.5
Pila de material disperso con rompimiento trasero mínimo
El tiempo de retardo no debe ser menor a 8.5 milisegundos por metro de bordo entre hileras. Los tiempos de retardo normalmente no deben ser mayores a 16.5 milisegundos por metro de bordo entre hileras. Cuando el control de la pared final es critico en voladuras multilíneas (6 ó más hileras), los retardos pueden ampliarse tanto cómo 40 ms por metro de bordo para obtener pilas de material bajas o lanzamiento de descapote (cast blasting). La ecuación para el retardo entre hileras es la siguiente:
(6.9) t r = Tt ⋅ B donde: tr
: Retardo entre Hileras
(ms)
TR
: Factor de tiempo entre hileras (ms/m) (tabla 6.7)
B
: Bordo
La selección de un tiempo aproximado en milisegundos se obtiene determinando un factor de tiempo utilizando las tablas 6.6 y 6.7 y haciendo una multiplicación. Los valores obtenidos pueden ser difíciles si no es que imposibles de implementar en el campo debido a las limitaciones de los dispositivos disponibles de los fabricantes. El obtener el tiempo preciso es crítico.
Una parte significativa de los problemas, resultado de las voladuras y que causan sobrepresión de aire, roca en vuelo, vibración excesiva y poca fragmentación, están directamente relacionados con el tiempo de iniciación (Figura 6.9). Las tablas 6.6 y 6.7 109
expresan valores del tiempo de iniciación, que pueden ser utilizados para determinar las características de desempeño del tiempo de iniciación. Sin embargo, el tiempo de iniciación debe ser considerado debido al potencial que tiene de causar vibración del terreno.
Figura 6.9 Apilado y Levantamiento Resultantes del Tiempo de Iniciación
Varias agencias reguladoras proponen que las cargas sean disparadas con un retardo de 8 ms o más si es que éstos han de considerase eventos independientes desde el punto de vista de la vibración del terreno. Tanto la vibración cómo el desempeño del tiempo en la voladura analizados previamente, debe mirase desde un punto de vista realista.
6.6
EFECTOS DEL TIEMPO DE INICIACIÓN EN LOS BARRENOS Los responsables en voladuras han reconocido la necesidad de la secuencia a los
barrenos. La necesidad de una secuencia adecuada es aún más evidente en las obras subterráneas. Si los barrenos no tienen una secuencia adecuada se obtiene cómo resultado problemas en la pala y la voladura no corta a la profundidad deseado. La secuencia de los barrenos
se
ha
utilizado
por
muchos
años.
Desafortunadamente,
existen
otras
consideraciones de retardo que sólo dar secuencia los barrenos. Si una plantilla está barrenada y cargada adecuadamente, el tiempo de iniciación controla el tamaño de la fragmentación, el apilado del material quebrado, el nivel máximo de vibración, la cantidad de 110
ruido generada, la cantidad de roca en vuelo producida y el rompimiento trasero y lateral. El tiempo de iniciación es una de las variables de diseño más importante, desafortunadamente, es la más frecuentemente ignorada. Un diseño del tiempo de iniciación pobre en combinación con otras insuficiencias del diseño son las responsables de la mayoría de los problemas de voladura.
6.6.1 TAMAÑO DE LA FRAGMENTACION El tamaño al que se rompe la roca en una voladura, depende de la manera en que la energía trabaja tanto entre barrenos cómo entre hileras. El espaciamiento de los barrenos depende también del tiempo de iniciación. La fragmentación se verá afectada si el espaciamiento y el tiempo de iniciación están mal. En los últimos 30 años, se han efectuado gran cantidad de investigaciones en muchos países determinando los efectos que el tiempo de iniciación de barreno a barreno tiene en la fragmentación y existen muchas recomendaciones diferentes en los libros referentes a cuál debe ser el tiempo óptimo de iniciación. Es un hecho reconocido que la iniciación dentro de una cierta ventana de tiempo producirá mejores resultados, sin utilizar explosivos adicionales.
6.6.2 APILAMIENTO O REPARTO DEL MATERIAL El tiempo de iniciación entre hileras de una voladura, controla el apilamiento o reparto del material quebrado. Si los retardos son demasiados cortos de hilera a hilera, la roca será lanzada al aire verticalmente y puede inclusive crear un apilamiento sobre la parte superior del banco. Si se utilizan retados más largos, el material puede desplazarse, hilera por hilera, permitiendo el movimiento del material fragmentado hacia enfrente. Los operadores que utilizan las voladuras de reparto (cast) en minas de carbón a cielo abierto, saben que el tiempo de iniciación controla la cantidad de material que puede ponerse en la pila de material tronado.
111
6.6.3 GOLPE DE AIRE Y ROCA EN VUELO. Tanto la sobrepresión de aire cómo la roca en vuelo son influenciados por el tiempo de retardo. Una voladura bien diseñada puede salir mal con sólo cambiar los períodos de retardo dentro de los barrenos. En general, un tiempo de retardo demasiado corto de hilera a hilera, incrementará los problemas de sobrepresión de aire y roca en vuelo.
Por ejemplo, si el tiempo de retardo de hilera a hilera es demasiado corto y la hilera previa no ha tenido oportunidad de moverse, existe una resistencia añadida en la segunda hilera. El barreno, de hecho, tiene un bordo mucho mayor, no puede trabajar en forma lateral y tiende a soplarse hacia arriba. Esta soplada puede ser muy difícil de controlar. En una mina de carbón en los Apalaches, se estaba utilizando más de tres veces el taco normal para controlar la soplada de los barrenos y los resultados no eran del todo buenos. El problema no era la cantidad de taco utilizada. El problema radicaba en el sistema de tiempo de retardo. Un cambio en el tiempo de iniciación incrementó la fragmentación y permitió una reducción del 60% en la cantidad de taco necesaria para controlar la soplada. La fragmentación en la parte superior del banco se mejoró significativamente.
Otra fuente de sobrepresión de aire es la conmoción, el sonido sub audible producido por la pared que está cayendo. Si la velocidad de iniciación a lo largo de la cara del banco es igual a la velocidad del sonido en el aire, las ondas de sonido pueden ser superpuestas causando un golpe de aire mayor, el cual bajo ciertas circunstancias, puede tener efectos direccionales.
6.6.4 VIBRACIÓN MÁXIMA La vibración del terreno también es controlada por el tiempo de iniciación. El tiempo de iniciación afecta a la vibración de dos formas separadas. Por ejemplo, si el retardo en el tiempo de iniciación de hilera a hilera es muy corto, existe una resistencia añadida en los barrenos de la segunda hilera se obtiene menos fragmentación y un porcentaje mayor de la energía total se convierte en energía sísmica provocando problemas con la vibración del terreno. Se sabe que un exceso en el confinamiento de los barrenos eleva los niveles de 112
vibración hasta en un 500%. El tiempo de iniciación de barreno a barreno también puede afectar la vibración, ya que si se tiene un incremento en el alivio de cada barreno, la fragmentación aumenta y los efectos sísmicos disminuyen. Un efecto aún más crítico del tiempo de iniciación sobre la vibración, tanto barreno a barreno cómo hilera a hilera, se puede observar en la siguiente sección.
6.6.5 TRASLAPE EN EL TIEMPO DE DISPARO Cuando dos barrenos disparan en tiempos muy cercanos el uno al otro, se pueden tener vibraciones que se suman, creando un nivel de vibración mucho más alto del que resultaría de la detonación independiente de cada barreno. Las normas para la vibración del terreno que se utilizan en las Estados Unidos, se basan en la velocidad pico de la partícula. La velocidad pico de partícula, es el nivel máximo de vibración alcanzado en cualquier instante durante uno voladura. Desde un punto de vista operacional esto significa que, no importando el número de barrenos en una voladura, ya sean 5 ó 500, los barrenos que se traslapen pueden crear un valor pico en la vibración, el cual puede exceder las normas y especificaciones. Si no se es cuidadoso con la barrenación, diseño o ejecución de la voladura, los niveles de vibración serán mucho más variables en esa operación que en una donde se mantenga una supervisi6n más estrecha en la ejecución del diseño en todos y cada uno de los barrenos de una voladura. En la mayoría de las operaciones es común encontrar barrenos que están de un 30 a un 50% fuera de la localización deseada. Ya que se está examinando la posibilidad de traslape de sólo dos cargas en toda la voladura, los efectos del tiempo de iniciación proveen un grado mayor de variabilidad en las vibraciones que el terreno mismo.
Cuando una carga se dispara, se genera una onda que se expande de manera casi circular. No es realmente un circulo, ya que existen diferencias en las velocidades de propagación dependiendo de las condiciones del terreno. Para propósitos de esta discusión, consideraremos que dicha onda se expande de manera circular. La onda tiene un nivel de vibración pico pero no es un evento instantáneo. Cómo una analogía, observe una onda en el agua y verá que después del pico de la onda existe un desplazamiento atrás de 10 onda por un periodo de tiempo corto. De forma muy similar, en la vibración del terreno existe un pico y 113
vibraciones de magnitud menor a ambos lados del pico. Estas andas están dibujadas de manera idealizada en la figura 6.10. En la figura 6.11. nótese que las dos ondas no están separadas por suficiente tiempo y se traslapan; la línea punteada indica la velocidad pico de partícula resultante que ocurre debida al traslape de dos ondas individuales. El pico de la resultante es mucho mayor que el pico de cada una de las ondas individuales. Recuerde que si dos cargas disparan al mismo tiempo, se permite que las ondas de vibración se traslapen y se obtendrán niveles de vibración mayores que los obtenidos si cada cargo dispara individualmente. En este caso idealizado, se está considerando el traslape de las ondas generadas por solamente dos cargas. No es imposible tener traslapes de muchos barrenos en una voladura real.
Figura 6-10 Dos Ondas Separadas
Figura 6-11 Ondas que se Traslapan
114
6.6.6 EFECTOS DEL TIEMPO Y LA DISTANCIA Para complicar aún más las cosas, se debe estar conciente que este traslape puede ocurrir en una dirección desde la voladura y no en otras, por lo tanto, el traslape puede ocasionar un efecto direccional. ¿ Qué tanta protección puede ofrecer el sismógrafo si se está midiendo la vibración en una dirección y, sin embargo, en otra dirección desde la voladura el nivel de vibración es significativamente más alto?. Para comprender el efecto direccional de la vibración, observemos cuatro casos generales resultado de dos cargas que disparan dentro de una voladura. En el primer caso, la onda casi ha alcanzado el segundo barreno en el momento en que éste detona (Figura 6.12). Las ondas chocarán entre los barrenos, pero debido a que los círculos de onda son de diámetro diferente, la resultante formará una curva de niveles altos de vibración tal y cómo lo indica la dirección de las flechas a ambos lados de la voladura (Figura 6.12). En otras direcciones diferentes a esta curva de niveles altos de vibración, los niveles serán significativamente menores.
Figura 6-12 Direccionalidad de la Vibración, Caso General, Abarca todos los posibles Azimuts
En el segundo caso, notamos una línea de niveles altos que se mueve en forma perpendicular a la hilera de barrenos. Este caso es válido solamente si ambos barrenos detonan exactamente al mismo tiempo y las ondas generadas chocan a medio camino entre los barrenos. En direcciones diferentes a las mostradas por las flechas, los niveles de vibraci6n serán significativamente menores (Figura 6.13).
115
Figura 6-13 Direccionalidad de la Vibración Perpendicular a la de la Voladura.
En el tercer caso, la onda de vibración del barreno uno ha alcanzado al barreno dos al tiempo que éste detona. Cuando esto sucede, la onda de vibración del barreno dos y la energía del barreno uno se unirán para formar un nivel de vibración resultante de ambas energías, pero sólo en la dirección que muestra la flecha, la cual resulta alineada con los barrenos (Figura 6.1 4). En otras direcciones, existirán dos eventos de vibración separados por suficiente tiempo donde los niveles de vibración no serán tan altos cómo lo serían en la dirección de la flecha.
Figura 6-14 Direccionalidad de la vibración a lo Largo de la hilera de Barrenos
El caso cuatro representa los efectos ideales al utilizar retardos. Muestra la onda de vibración del barreno uno, la cual ha pasado al barreno dos con suficiente tiempo antes de que el barreno dos detone, de manera que se forma una sucesión de ondas de ambos barrenos las cuales no se unen (Figura 6.15). Por lo tanto, en toda las direcciones alrededor de la voladura, se generarán vibraciones similares donde no existirán sumas de vibraciones.
116
Figura 6.15 La Onda de vibración Pasa el Segundo Barreno - Antes que éste Dispare sin Tener Efectos Direccionales
Las cuatro condiciones que pueden ocurrir son el resultado del tiempo de retardo entre dos cargas que detonan. ¿Existe entonces un tiempo de retardo ideal que puedo utilizarse para asegurar que resulte la condición óptima del caso cuatro?. La colisión de estas ondas es dependiente del tiempo de retardo, pero también depende de la distancia entre las cargas y de la velocidad de propagación del terreno.
Para las mismas condiciones del terreno, entre más grande sea la distancia entre barrenos, mayor será el tiempo de retardo necesario para que estas condiciones de traslape no sucedan. Por lo tanto, con barrenos de diámetro grande y espaciamientos grandes, para obtener el tiempo de retardo apropiado, se deben tener intervalos de tiempo mayores que si se están utilizando barrenos de diámetro menor, aún cuando se trate de la misma roca. No existe un período de retardo óptimo para ser utilizado en cualquier tipo de roca o para cualquier diámetro de barreno. Uno debe conocer aproximadamente el rango de transmisión del terreno y también la distancia entre barrenos. Ya que no hay un tiempo de retardo que sea óptimo para todas las situaciones, el efecto del traslape para una voladura dada puede ser devastador, aunque en otro caso debido a distancias y rangos de transmisión diferentes, el efecto del traslape no sea tan severo y no produzca problemas.
6.6.7 TOLERANCIA. DE LOS INICIADORES Examinemos un problema típico. Se ha disparado una voladura; el superintendente ha regresado a su oficina y está esperando el reporte del sismógrafo obtenido por el personal de campo. Suena el teléfono y recibe el reporte de la vibración y la sobrepresión de aire. Para su desencanto, éstas resultan ser tres veces más altas de lo previsto. Al poco tiempo después, 117
empieza a recibir llamadas de docenas de vecinos irritados. Este escenario es frecuente en operaciones donde se realizan voladuras ya sea en minería o en construcción.
¿ Qué salió mal? La voladura se diseñó cuidadosamente, la barrenación era la apropiada y estuvo bien ejecutada. Se había estado utilizando la misma plantilla y el mismo patrón de retardos durante varios días con resultados bajos en vibración y aún así el nivel de vibración se triplicó. Cuando voladuras cómo ésta ocurren, el responsable de las voladuras con frecuencia creerá que la única variable no controlable es la condición del terreno y supone que no tiene forma de controlar estos sucesos aleatorios.
¿ Tuvo razón el operador en suponer que no tenía nada que hacer ante estos tipos de variaciones en sus lecturas de vibración? ¿ Fueron éstas causadas exclusivamente por condiciones del terreno sobre las cuales no se tiene control?. La respuesta a ambas preguntas es absolutamente no. El operador no tiene razón, ya que normalmente los niveles altos de vibración y golpe de aire son causados ya por un diseño de voladura pobre, mala ejecución del diseño o cómo resultado de la tolerancia de los iniciadores.
El término tolerancia del iniciador puede ser nuevo para muchos. La tolerancia del iniciador es la desviación del tiempo real de disparo con respecto al tiempo nominal de disparo. Mucha gente, en el pasado, ha asumido que los iniciadores dispararán precisamente en el tiempo nominal de disparo. De hecho, las normas indican que siempre y cuando haya una diferencia de por lo menos 8 milisegundos entre períodos de iniciadores (esto es entre tiempos nominales de disparo), se considera que los iniciadores disparan de manera retardada uno del otro. Uno debe estar consciente que estos iniciadores, ya sean eléctricos o no eléctricos, no dispararán precisamente en el tiempo nominal de disparo. En general, uno puede asumir que dispararán con una distribución normal, donde la media estaría cercana al tiempo nominal de disparo. La distribución normal es la curva con forma de campana que se usa con frecuencia para definir la desviación acerca de un valor promedio. ¿Cuál es entonces el efecto de la tolerancia del iniciador en el tiempo real de disparo de los iniciadores?. Los iniciadores deben tener, bajo buenas condiciones, una desviación entre 1 y 15 por ciento del tiempo nominal de disparo, dependiendo de qué períodos de retardo se esté considerando. Ya que diferentes iniciadores tienen diferentes elementos pirotécnicos de retardo, la desviación de entre 1 y 15 por ciento del período se mide en iniciadores nuevos al salir de la fábrica. 118
¿Qué sucede con iniciadores viejos que fueron fabricados uno, dos o hasta tres años antes de que fueran utilizados?. Se sabe que el tiempo cambia el período de retardo y de hecho, la mayoría de la gente probablemente ha sido testigo de iniciadores que disparan fuera de secuencia. La tolerancia de los iniciadores puede provocar severos problemas en las voladuras. Ambos iniciadores de milisegundos, de precisión regular y de alta precisión, eléctricos o no-eléctricos pueden causar problemas.
Las desviaciones de los tiempos nominales pueden causar problemas y traslapes en el tiempo de retardo que son tanto inesperados como desapercibidos. Los traslapes pueden causar niveles de vibraciones altos, sin embargo, no necesariamente iguales en todas direcciones. En los diagramas de la Figura 6.14, se puede ver que si hileras de barrenos fueron disparadas con estos tiempos de retardo se tendrían acumulaciones tremendas de energía en una dirección y las ondas no se traslaparían en otras. Esta técnica es utilizada en ocasiones de forma inversa para trata de reducir la energía que pudiera llegar a una estructura cercana a una operación. La técnica puede ser efectiva si solamente existe una estructura en los alrededores, pero puede ser devastadora si hay otra estructura un poco más lejana en una dirección diferente. El traslape de las ondas sísmicas, en una dirección en particular puede, cómo ya se indicó anteriormente, causar puntos calientes de niveles de vibración mucho más altos en una dirección desde la voladura. El mismo fenómeno puede ocurrir también con las ondas en el aire si los barrenos se retardan de tal manera que la onda de sonido de una alcance a la otra al tiempo que la segunda descarga su energía a la atmósfera.
6.6.8 SOBRE-ROMPIMIENTO TRASERO Y LATERAL EL rompimiento más allá de los límites de una excavación es común en muchos tipos de voladura. El incremento en el sobre rompimiento trasero y lateral, en general, puede controlarse con la selección apropiada del tiempo de retardo. Es común, en ciertas operaciones, el dar a la última hilera y algunas veces a los últimos barrenos, más tiempo de retardo para permitir que las hileras que disparan antes se muevan y dejen el camino libre. Esto reduce la resistencia de los barrenos en la última hilera y reduce la presión en la pared final, y por lo tanto, se obtendrán paredes con menor rompimiento lateral y trasero.
119
7 7.1
DISEÑO DE PLANTILLAS
PRINCIPIOS DE LAS PLANTILLAS DEVOLADURAS DE PRODUCCION Una plantilla de voladura consiste en colocar barrenos diseñados adecuada e
individualmente dentro de una relación geométrica entre ellos y la cara libre. El espaciamiento entre los barrenos de una sola hilera depende de dos variables: el tiempo de iniciación de los barrenos adyacentes y la relación de rigidez. L/S.
Si los barrenos son iniciados simultáneamente, los espaciamientos deben ser mayores que si los barrenos se disparan con retardos. Si los barrenos están espaciados muy cerca uno del otro y se disparan simultáneamente, un número de efectos no deseados ocurrirán. Las grietas de los barrenos muy cercanos se unirán prematuramente causando una zona quebrantada en la pared entre los barrenos (Figura 7.1). La unión prematura de las grietas formará un plano donde los gases escaparán prematuramente a la atmósfera provocando sobrepresión de aire y roca en vuelo. El proceso de escape de los gases reducirá la cantidad de energía disponible y de hecho los barrenos se volverán sobre confinados. La condición de sobre confinamiento causará un aumento en los niveles de vibración del terreno. A pesar del espaciamiento cerrado y de la gran cantidad de energía por unidad de volumen de roca, la fragmentación de la roca del bordo será pobre. A la inversa, es obvio que si los barrenos se encuentran demasiado separados tanto para iniciación retardada o instantánea, la fragmentación será más gruesa y se obtendrán paredes ásperas (Figura 7.2).
El espaciamiento de los barrenos debe ser normalizado para superar los problemas relacionados con la rigidez del banco. Por lo tanto, cuando los bancos son bajos comparados con el bordo, la rigidez es un factor que debe ser considerado. Cuando los bancos son altos, la rigidez deja-de ser de consideración.
Por lo tanto, hay dos factores que deben considerarse. El primero es determinar si los barrenos se disparan ya sea instantáneamente o con retardo. El segundo es si los bancos se consideran bajos o altos comparados con el bordo. La primera decisión respecto a si los barrenos se disparan simultáneamente o retardados es obvio. La segunda decisión respecto a 120
la clasificación de los bancos debe estar ligada a las dimensiones físicas tales cómo la altura del banco y el bordo. La relación de rigidez o L/B se utiliza para hacer esta determinación. Si L/B es menor a cuatro y mayor a uno, los bancos se consideran bajos y la rigidez debe ser considerada. Por otra parte, si L/B es mayor a cuatro, la rigidez deja de ser de consideración. Existen, por lo tanto, cuatro condiciones que deben ser discutidas por separado, iniciación instantánea y bancos bajos, iniciación instantánea y bancos altos, iniciaci6n retardada y bancos bajos e iniciación retardada y bancos altos.
Figura 7-1 Zona Quebrantada debido al Espaciamiento Cercano
Figura 7-2 Paredes Ásperas debidas al Espaciamiento Excesivo
121
7.1.1 INICIACION INSTANTANEA Y BANCOS BAJOS Para poder revisar el plan de voladura y determinar si el se encuentra dentro de los límites normales, la siguiente ecuación puede ser utilizada:
(7.1) S=
L + 2⋅ B 3
donde: S
: Espaciamiento
(m)
L
: Altura del Banco
(m)
B
: Bordo
(m)
Si los condiciones para una voladura en particular se substituyen en esta ecuación y si el espaciamiento real está dentro de un +/- 15% del espaciamiento calculado, entonces se considera que el espaciamiento está dentro de los limites razonables. En ningún caso el espaciamiento deberá ser menor al bordo.
Ejemplo 7.1
Se utilizan barrenos de 100 mm de diámetro, cargadas con ANFO a granel se dispararán hilera por hilera con iniciación instantánea a lo largo de las hileras. La plantilla propuesta se barrena con bordos de 2.5 metros y espaciamientos de 4 metros. La altura del banco en una parte de la excavación es de 4.5 metros. ¿Es correcto el espaciamiento propuesto?
Revisemos LBB para determinar un banco bajo o alto:
L 4.5 = = 1.8 B 2.5
122
Revisemos la iniciación: ¿ Instantánea o retardada?
Respuesta: Instantánea Por lo tanto:
El espaciamiento propuesto de 4 metros es mayor que 3.17 m +/- 15% (rango 2.69 3.64). El espaciamiento es muy grande.
7.1.2 INICIACION INSTANTANEA Y BANCOS ALTOS Poro funcionar cómo un banco alto, la altura del banco dividida entre el bordo debe ser de cuatro o más. Con la iniciación instantánea entre barrenos la siguiente relación puede ser usada para verificar si el espaciamiento se encuentra dentro de límites razonables.
(7.2) S = 2⋅ B
donde: S
=
Espaciamiento
(m)
B
=
Bordo
(m)
Si el espaciamiento calculado con la ecuación 7.2 se encuentra dentro de un +/- 15% del espaciamiento real, éste se encuentra dentro de los límites razonables.
Ejemplo7.2
La plantilla de 2.5 x 4 metros del Ejemplo 7.1, es considerada para una parte de la excavación donde la altura del banco está planeada para tener 10 metros de profundidad. ¿ Es aceptable el espaciamiento propuesto?
Revisemos L/B para determinar un banco bajo o alto: 123
Revisemos la iniciación: ¿ instantánea o retardada?
Respuesta: Instantánea
Por lo tanto: S = 2B = 2 x 2.5= 5 m
El espaciamiento propuesto de 4 metros no se encuentra dentro de 5 m +/- 15%. El espaciamiento no es aceptable.
7.1.3 INICIACION RETARDADA Y BANCOS BAJOS Cuando la relación de rigidez es entre uno y cuatro, y la iniciación es retardada entre los barrenos. Se usa la siguiente relación para verificar el espaciamiento;
(7.3)
donde:
S
=
Espaciamiento
(m)
L
=
Altura de Banco
(m)
B
=
Bordo
(m)
124
Cuando se usa esta ecuación y se substituyen los parámetros designados, si el espaciamiento se encuentra dentro de un +/- 15% del espaciamiento real, entonces el espaciamiento se encuentra dentro de límites razonables. Ejemplo 7.3
Barrenos de 100 mm de diámetro son cargados con ANFO a granel. El operador propuso usar una plantilla de barrenación de 2.5 x 2.5 m (2.3 m de bordo y 2.5 m de espaciamiento). Suponiendo que el bordo fuese el correcto, ¿ sería el espaciamiento razonable si la altura del banco es de 3.3 metros y cada barreno se dispara con un retardo diferente?
Revisemos L/B para determinar un banco bajo o alto:
Revisemos la iniciación: ¿ Instantánea o retardada?
Respuesta: retardada Por lo tanto:
El espaciamiento propuesto de 25 m se encuentra dentro del rango de 2.63 m +/- 15%. El espaciamiento propuesto es aceptable.
7.1.4 INICIACION RETARDADA Y BANCOS BAJOS Cuando la relación de rigidez L/B es igual a 4 ó más y los barrenos de una misma hilera están retardados, se utiliza la siguiente ecuación para verificar el espaciamiento: (7.4) 125
S = 1.4 B
donde: S
=
Espaciamiento
B
=
Bordo (m)
(m)
Si el valor del espaciamiento calculado se encuentra dentro de un rango de +/- 15% del espaciamiento real, el espaciamiento está dentro de límites razonables. Ejemplo 7.4
La plantilla de 2.5 x 2.5 metros descrita en el Ejemplo 7.3 es propuesta para una sección de la excavación donde la altura del banco es de 10 metros. ¿ Es aceptable el espaciamiento propuesto?
Revisemos L/B para determinar un banco bajo o alto:
Revisemos la iniciación: ¿ instantánea o retardada?
Respuesta: retardada
Por lo tanto: S = 1.4 B = 1.4 x 2.5 = 3.5 m
El espaciamiento propuesto de 2.5 metros está demasiado cerrado, ya que está fuera del rango de 3.5 m +/- 15% (rango 2.98 - 4.03 m).
126
7.2
FRAGMENTACION MÁXIMA Para poder maximizar la fragmentación y minimizar los efectos secundarios no deseados
en una voladura las variables de diseño cómo bordo, taco, sub barrenación, espaciamiento y tiempo de retardo deben seleccionarse de tal manera que todas las variables trabajen en conjunto. Para comprender mejor la relación entre las variables, se usarán figuras para ilustrar los efectos al tener variables equiparadas apropiada e inapropiadamente. A menos que se especifique lo contrario, se asumirá que no existen complicaciones geológicas y que las alturas de banco son por lo menos de cuatro veces el bordo.
Cuando se construye una plantilla de voladura, todos y cada uno de los barrenos debe ser analizado para determinar si éste responderá adecuadamente. El analizar los bordos y espaciamientos sin considerar el tiempo de iniciaci6n produce una idea equivocada de lo que ocurrirá cuando cada barreno se dispara. Si una plantilla está diseñada correctamente, se notará una secuencia repetitiva en la forma de los cráteres producidos por cada barreno. Por ejemplo, dependiendo de la relación entre el barreno y la cara libre, se crearán diferentes formas de cráteres debido a los barrenos que se disparan independientemente. Esto puede verse en la figura 7.3. Para facilitar el análisis, se puede estimar que el ángulo de la línea de ruptura formada por la línea del bordo y el borde del cráter es de 45°. Si un barreno tiene más de una dirección de bordo al momento de su detonación, la distancia a la cara libre a lo largo de ambos bordos deberá ser igual. La figura 7.3A ilustra el ángulo de rompimiento cuando una cara libre vertical está presente. Para los propósitos de este análisis, la cara libre horizontal o frente del banco no será considerada ya que de la discusión anterior es evidente que los explosivos funcionan preferencialmente en forma radial hacia afuera de los barrenos. En la Figura 7.3B están presentes dos caras libres que forman un ángulo de 90°, los patrones de ruptura serán diferentes que en la Figuro 7.3A En la figura 7.3F un corte en esquina ilustra un área diferente de ruptura debido a la orientación de la cara. Si el barreno está en una esquina con dos caras libres, el área de ruptura es equivalente a dos cráteres del área mostrada en la Figura 7.3A. En la Figura 7.3E, el cráter será considerablemente mayor que aquellos de las Figuras 7.3A a la Figura 7.3D.
127
Figura 7-3 Formas de Cráteres Típicas (vista en Planta)
Es aparente que para la mismo cantidad de explosivo utilizada en cada barreno en los ejemplos anteriores, se fragmenta deferentes cantidades de roca dependiendo de la orientación hacia la cara libre. Este sencillo ejemplo muestra que el factor de carga o sea la cantidad de explosivo utilizada por volumen de roca explotada no es un número constante dentro de una misma voladura, aún cuando el tipo de roca y el explosivo sean idénticos. 7.3
FRAGMENTACION DE ROCA Y CONTROL DE PARED Para poder controlar la fragmentación, deben aplicarse correctamente dos principios
importantes. La cantidad adecuada de energía debe aplicarse en lugares estratégicos dentro del manto rocoso. La energía debe liberarse también en un tiempo preciso para permitir que ocurran las interacciones apropiadas.
La distribución de la energía dentro del manto rocoso es dividida en dos áreas distintas. Primero se debe tener suficiente energía, utilizando la cantidad adecuada de explosivos. Para romper el manto rocoso, el explosivo debe ser colocado en una configuración geométrica donde la energía se aproveche al máximo para la fragmentación. Esta configuración geométrica es llamada comúnmente la plantilla de voladura. 128
La liberación de la energía en el tiempo erróneo puede cambiar el resultado final, aunque la cantidad correcta de energía sea colocada estratégicamente a lo largo del manto rocoso en la plantilla apropiada. Si el tiempo de iniciación no es el correcto, pueden ocurrir diferencias en la fragmentación, vibración, golpe de aire, roca en vuelo y sobre-rompimiento trasero. Esta discusión no considera el tiempo de retardo en la liberación de la energía. La colocación estratégica de la cantidad adecuada de energía en una plantilla de voladura correcta será lo única consideración de esta sección.
El estudio de los aspectos de la fragmentación se remonta a los primeros días del uso de explosivos. Los usuarios de explosivos se han dado cuenta que, en algunas voladuras, la energía fue utilizada muy eficientemente en el proceso de fragmentación. En otras ocasiones, se utilizó muy poca energía de manera eficiente y en su lugar resultaron una gran cantidad de ruido, vibración del terreno, golpe de aire y roca en vuelo con poca fragmentación. Han existido muchos métodos empíricos que han aparecido durante décadas, métodos de diseño que proponen cómo utilizar esta energía más eficientemente. Estos métodos de diseño también le daban al responsable de las voladuras una forma de obtener consistencia en los resultados, al aplicar técnicas similares bajo diferentes circunstancias y en diferentes tipos de roca.
7.3.1 FRAGMENTACION Kuznetsov realizó estudios en fragmentación y publicó sus resultados en 1973. El trabajo de Kuznetsov se refiere al tamaño medio de la fragmentación, al factor de carga de TNT y a la estructura geológica. El trabajo de Kuznetsov fue muy importante, ya que mostró que había una relación particular con el tipo de roca. Su trabajo, sin embargo, se quedó corto en que, aunque el tamaño medio de la fragmentación podía ser predicho, no decía nada acerca de la cantidad de finos producidos o de la cantidad de rocas grandes. Esto quiere decir que, el mismo tamaño medio podía resultar de rocas con 60 cm de diámetro y polvo, o con cada parte de la voladura de un tamaño exacto de 30 cm. Lo que se necesitaba entonces era una manera de determinar la distribución real de tamaños, no sólo el tamaño promedio. La distribución real de los tamaños es una función de la plantilla, la manera en la que el explosivo es aplicado geométricamente al manto rocoso 129
7.3.2 ECUACION DE KUZNETSOV La ecuación original de Kuznetsov es:
(7.5) 0.8
V X = A ⋅ o ⋅ Q 0.157 Q donde:
x
: Tamaño Medio de fragmentación (cm)
A
: Factor de la Roca (7 para rocas medias, 10 para rocas duras y altamente fisuradas, 13
para rocas dura con fisuras débiles) V
: Volumen de roca (metros cúbicos, m3) explotado por barreno calculando bordo x
espaciamiento x altura de banco Q
: Masa (Kg) de TNT equivalente en energía a aquella de la carga de explosivo en cada
barreno
Normalmente el explosivo contenida en la sección de la sub barrenación no se toma en cuenta, ya que esto rara vez contribuye de manera significativa a la fragmentación del área de la columna.
Con el uso de la formulo original de Kuznetsov y las modificaciones aplicadas por Cunningham, se puede determina el tamaña medio de la fragmentación con cualquier explosivo y también el índice de uniformidad. Con esta información, se puede ejecutar una proyección Rosin Rammler de la distribución de los tamaños.
7.3.3 DISTRIBUCION DE TAMAÑO
130
Cunningham, en Sudáfrica. se dio cuenta que la curva de Rosin Rammler había sido reconocida generalmente cómo una descripción razonable de la fragmentación de la roca, tanto la explotada cómo la triturada. Un punto en esa curva, el tamaño medio, podía ser determinado utilizando la ecuación de Kuznetsov. Para definir apropiadamente la curva de Rosin Rammler, lo que se necesitaba era el exponente "n” en lo siguiente ecuación:
(7.6)
donde: R
=
Proporción del material retenido en la malla
x
=
Tamaño de la malla
xc
=
Constante empírica
n
=
Índice de uniformidad
Para obtener este valor, Cunningham utilizó datos de campo y un análisis de regresión de los parámetros del campo que fueron estudiados previamente y así obtuvo “n" en términos de:
o Precisión de la barrenación o Relación del bordo con el diámetro del barreno o Planilla de barrenación cuadrada o alternada o Relación espaciamiento(bordo o Relación del largo de la carga con la altura del banco
combinación de los algoritmos así desarrollados junto con la ecuación de Kuznetsov, se convirtió en lo que se conoce cómo "El Modelo Kuz-Ram". La forma del algoritmo utilizada actualmente es:
131
(71)
donde: n
=
índice de uniformidad
B
=
Bordo
(m)
d
=
Diámetro del barreno
(mm)
w
=
Desviación estándar de la precisión
(m)
de la barrenación A
=
Relación espaciamiento / bordo
L
=
Longitud de la carga por encima del
(m)
nivel de piso H
=
Altura del banco
(m)
Un desarrollo posterior que permitía el uso de otros explosivos diferentes al TNT, fue incorporado por Cunningham a la ecuación de Kuznetsov. La ecuación final para determinar el tamaño promedio de la fragmentación se muestra a continuación: (7.8)
La "E" es un término de potencia relativa por peso del explosivo utilizada (donde el ANFO = 100) mientras que la potencia relativa por peso del TNT es de 115. Los valores de las potencias están disponibles con los fabricantes de explosivos, y normalmente se encuentran en las hojas técnicas de los productos
132
7.3.4 RESULTADOS DE CAMPO Los estudios iniciales de Kuznetsov fueron hechos en modelos de diferentes materiales y aplicados posteriormente a operaciones de minería a cielo abierto. Había algunas diferencias entre las fragmentaciones medidas y la predichas, cómo era de esperarse, considerando la naturaleza del minado y la variabilidad de la roca. Se esperaba que la correlación fuese la mejor en los trabajos con los modelos, donde las propiedades de los materiales pueden ser controladas precisamente. Entre más grande fuese la operación minera y el diámetro de los barrenos y la roca fuese más variada más grande sería la desviación esperada entre los resultados predichos y los medidos de la fragmentación. La medición real de la fragmentación de una voladura a gran escala es extremadamente difícil. Cómo resultado, sólo hay unas cuántas mediciones de este tipo en existencia, algunos dudan de la exactitud ya que estas mediciones fueron hechas con técnicas fotográficas. El mayor problema se da con la evaluación del contenido de los finos.
Los mismos problemas que atormentaban a Kuznetsov en derivar su ecuación empírica, también afectaban a la aplicación de dicha ecuación cómo una herramienta de predicción.
Se realizaron verificaciones de las ecuaciones tanto en voladuras pequeñas cómo a gran escala. La Oficina de Mina de los Estados Unidos (USBM) realizó en 1973 pruebas en voladuras pequeñas realizadas en roca caliza. Se recolectaron y midieron fragmentos de la voladura. Estos datos fueron substituidos en el modelo para su evaluación. Es interesante notar que los datos producidos por la USBM se ajustaban razonablemente a las predicciones con menos de un 10% de variación a los rangos medidos en la mayor parte de la curva. Un resultado típico tanto de los datos predichos cómo de los medidos se muestra en la Figura 7.4. Se utilizó el método Kuz-Ram para evaluar parte de la fragmentación en voladuras de descapote en algunas minas de carbón Australianas. El modelo dio una correlación extremadamente buena en la zona de los gruesos en la curva, pero indicó más finos de los dados por el análisis fotográfico que fue utilizado.
133
Figura 7-4 Distribución de la Fragmentación Predicha y Real
7.3.5 LIMITANTE DEL MODELO KUZ-RAM Un modelo simple cómo éste, requiere de precaución en su uso y deben entenderse los siguientes factores:
o La relación S/B (espaciamiento / bordo) es aplicable solamente a la función de la barrenación, no así al tiempo de retardo. Por lo tanto, el espaciamiento siempre se considera a lo largo de la hilera mientras que el bordo se considera la distancia entre hileras, las cuales están paralelas a la cara. La distribución en esta voladura nunca puede ser tal que la relación entre espaciamiento y bordo sea mayor a dos. o Se asume que se utilizan secuencias razonables en el tiempo de retardo lo que mejorará o mantendrá la fragmentación. o El explosivo deberá, de hecho, producir una cantidad de energía cercana a su potencia relativa por peso para los diámetros que se estén utilizando en el trabajo. o La estructura geológica, especialmente en el caso de las juntas débiles que tienen una separación menor a la plantilla de barrenación, puede afectar la distribución de los tamaños. Los tamaños máximos pueden ser controlados por características geológicas en lugar de por la energía de los explosivos durante la voladura.
7.3.5.1
EFECTOS DE LOS PARAMETROS DE VOLADURA EN “N"
Normalmente es deseable tener una fragmentación uniforme en una voladura, evitando tanto el exceso de finos cómo las piedras grandes. Si esto ha de obtenerse, son preferibles los
134
valores altos de "n". Los parámetros de voladura utilizados para cambiar "n" son los siguientes:
o El valor de "n" se incrementa cómo la relación bordo / diámetro de barreno disminuye. o El valor de “n" aumenta al aumentar la precisión de la barrenación. o El valor de "n" aumenta al aumentar la relación longitud de la carga / altura de banco. o El valor de "n" aumenta al aumentar la relación espaciamiento / bordo. o El valor de "n” aumenta con el uso de una plantilla alternada en lugar de una plantilla cuadrada.
7.3.5.2
EFECTOS DE EXPLOSIVOS MAS POTENTES
En muchas operaciones, se utiliza una plantilla de barrenación estándar. La plantilla de barrenación está basada en consideraciones no técnicas tales cómo la capacidad de barrenación o la política de barrenar bastante adelante de las operaciones de voladura. Donde las plantillas son fijas, se pueden implementar mejoras aumentando la potencia del explosivo.
La fuerza del explosivo se determina por su densidad así cómo por su potencia. Al incrementar la densidad, se aumenta el total de kilos que se colocan en una voladura. De la misma manera, explosivos con mayor potencia producen una reducción en el material de sobre tamaño en una plantilla de barrenación estándar.
7.3.6 EFECTOS DE LA FRAGMENTACION EN EL CONTROL DE LA PARED Puede decirse, en general, que a mejor fragmentación obtenida y mejor desplazamiento en una voladura hilera por hilera, mejor control de la pared. Si no hay suficiente energía disponible para romper la roca apropiadamente en el bardo, la resistencia añadida del bordo contra el barreno provoca un aumento en el confinamiento el cuál causará más fracturación (sobre-rompimiento trasero) por detrás de la voladura. Si se producen piedras grandes en el área del taco, en vez de en el bordo, se incrementa el sobre-rompimiento trasero, especialmente en la parte superior del banco, resultará por ello, causa de problemas con el barrenado subsiguiente de plantillas y la pared final será menos estable. En general se puede 135
concluir que a valor más alto de "n", mejor el control potencial de la pared. También se puede concluir que mientras más pequeño sea el tamaño medio en un diseño específico, más pequeña es la probabilidad de provocar sobre-rompimiento trasero y lateral más allá de los limites de la excavación. Los valores de "n" por abajo de 1.0 deben evitarse. Los valores de "n" entre 1.0 y 1.3 indican un daño potencial a la pared.
El modelo de fragmentación puede, por lo tanto, ser usado para dos propósitos: para determinar el tamaño de roca que resulta de una voladura y para comparar los efectos de una plantilla contra otra respecto a los problemas potenciales con el control de la pared.
Para ilustrar los efectos en la fragmentación y el control de la pared, se utilizará el "Rompedor”. "Rompedor” es un paquete de software comercial disponible para ejecutar los cálculos. Este programa utiliza el método modificado de Kuz-Ram. Sin embargo, los resultados son similares a los del método descrito previamente.
Los ejemplos de las Figuras 7.4 - 7.8 ilustran los efectos al cambiar la altura de banco de 18 m a 3 m. Los datos de ingreso de las dos plantillas se dan en las Figuras 7.5 y 7.6. Las Figuras 7.7 y 7.8 muestran los cambios resultantes en el tamaño de la fragmentación. La altura de banco de 3 metros da cómo resultado un tamaño promedio mayor.
El índice de fragmentación también cae por debajo de 1 para los 3 metros de altura de banco y por ello, produce un valor inaceptable y una condición que muy probablemente resultará en un daño severo a la pared.
Las figuras 7.10 a 7.15 ilustran el efecto del tiempo de retardo y el espaciamiento en el diseño de las plantillas.
*Rompedor es un paquete de software protegido por las leyes de copyright producido por Precision Blasting Services. PO Box 189, Montvílle, Ohio 44064. USA.
136
Figura 7-5 Datos para la Plantilla Número 1
137
138
139
140
141
142
143
144
145
146
147
148
149
150
151
152
153
7.4
PRODUCCION DE RIP-RAP El rip-rap es roca con una diámetro mayor que se utiliza normalmente para recubrir orillas
de canales o laderas para protegerlas de los efectos del agua y la erosión. El rip-rap puede pesar unos cuántos kilo-gramos o unas cuantas toneladas dependiendo del uso final que se le dé al producto. El rip-rap chico puede ser generado en voladuras de producción incrementando la distancia del bordo y reduciendo la distancia del espaciamiento. El rip- rap grande, por otro lado, que pesa miles de kilogramos debe ser producido utilizando una técnica 154
diferente. Las piedras grandes que se utilizan en escolleras o rompeolas deben estar intactas de manera que la acción de las olas y las temperaturas congelantes no deterioren la roca prematuramente. Deben extremarse los cuidados para producir rocas sin fracturas. Esto se puede lograr con los principios de las voladuras controladas combinadas con las voladuras de producción. Cómo ejemplo, los barrenos pueden hacerse con bordos excesivos y espaciamientos mínimos. Los barrenos se cargan ligeramente para prevenir un daño mayor al que ocurre alrededor del barreno. Cuándo se dispara la voladura, se producen grandes pedazos de roca sin fracturar (Figura 7.25). No todas las rocas se pueden usar para la producción de rip-rap. Geológicamente hablando, la roca debe ser o masiva, o bien con estratos internos que tengan una cohesión considerable a lo largo de los planos de los estratos.
Figura 7-26 Producción de Rip-Rap Grande. S = B
7.5
CONSIDERACIONES DEL APILAMIENTO DE LA ROCA La función de la plantilla de voladura no es sólo el fracturar la roca en la distribución de
tamaños deseada, sino también el apilar o colocar la roca de manera que resulte lo más económicamente el manejo en el siguiente paso de la operación. El tipo de equipo que se utilice para excavar el material explotado es una consideración importante cuando se diseña una voladura. Si los bancos son relativamente bajos y se utiliza uno pala en el cargado, es deseable el amontonar la roca para asegurar un factor alto en el llenado del balde. Por otro lado, si los bancos son altos y se utiliza un cargador frontal para el retiro del material, es 155
necesario la diseminación intencional del material. Para asegurar el apilamiento adecuado del material, los siguientes principios deben ser considerados en el proceso del diseño.
o El movimiento de la roca será paralelo a la dimensión del bordo. o La iniciación instantánea a lo largo de la hilera provoca más desplazamiento que la iniciación retardada. o Las voladuras retardadas de hilera a hilera dispersan más la roca que las voladuras disparadas en V. o Las voladuras diseñadas en V proporcionan el máximo apilamiento cercano a la cara.
Las Figuras 7.10 a 7.15 muestran el tipo de apilamiento y fragmentación anticipada obtenidos de diferentes plantillas. En las Figuras 7.16 a 7.25 se dan ejemplos de plantillas de hileras múltiples.
Siempre que se comienza un nuevo banco es necesario un corte en caja para abrir el nuevo banco. Los cortes en caja comienzan con sólo una cara vertical para el alivio. Por esta razón es más probable que, con frecuencia, los resultados sean violentos, especialmente en los barrenos de las esquinas marcados con el número 6 en la Figura 7.16. Con frecuencia se escuchan en el campo reglas de dedo que indican que el escopeteo de los barrenos de las esquinas puede controlarse saltándose un periodo de retardo o doblando el tiempo de retardo en los barrenos de las esquinas. Esto puede o no ser efectivo dependiendo de que período de retardo (en milisegundos) se esté utilizando en los barrenos de las esquinas. Una solución más efectiva al problema es diseñar la voladura cómo se indica en la Figura 7.17 donde los barrenos de las esquinas son eliminados totalmente.
En ambas Figuras, 7.16 y 7.17, la roca es apilada en el centro y su movimiento es perpendicular a las líneas de corte que se muestran en los diagramas.
Una desventaja mayor de este tipo de plantillas es que muchos barrenos disparan en un mismo periodo, creando con ello niveles de vibración más altos. La mayor ventaja de estas plantillas es que reducen el costo de barrenación y del explosivo ya que los barrenos se hacen en espaciamientos equivalentes a dos bordos.
156
En situaciones donde se requieren niveles de vibración balos, a donde se desea romper la roca más finamente, la plantilla en la Figura 7.18 puede utilizarse. El costo par volumen se incrementará con el uso de esta plantilla. Esta es una plantilla retardada donde ningún barreno está reforzando al barreno vecino. Podrían considerarse períodos de retardo diferentes que los señalados en la Figura 7.18. Si la vibración es una preocupación, cada barreno dentro de la plantilla podría dispararse independientemente. Un ejemplo de una secuencia de retardos diferente, que tendría por resultado un cambio en la distribución de los tamaños, se muestra en la Figura 7.19.
Si el corte en caja mostrado en la Figura 7.16 se utiliza para abrir un banco, el corte en esquina de la Figura 720 puede utilizarse para continuar la producción a lo largo del banco. Si el corte en caja mostrado en la figura 7.17 fue usado, podría continuarse la producción con el corte en esquina mostrado en la Figura 721.
Si el operador desea cambiar la dirección del movimiento de la roca en la figura 7.20 (movimiento perpendicular a la línea de rompimiento), la plantilla podría diseñarse cómo lo indica la Figura 7.22.
Cuando se usan cortes en caja similares a los discutidos en la Figura 7.18, seguirían los cortes en esquina cómo los indicados en la Figura 7.22. Tal y cómo en los cortes en caja, cada barreno podría ser disparado con un retardo diferente para reducir la vibración.
En bancos bajos donde la relación L/B es cercana a uno, plantillas triangulares equiláteras, cómo las indicadas en las Figuras 7.24 y 7.25 son utilizadas comúnmente. El espaciamiento real de los barrenos en este tipo de plantillas es 1.15 B. Este espaciamiento cerrado ayuda a compensar por la rigidez añadida del bordo que resulta de estas bancos bajos. Sin importar que plantilla se elija, la fragmentación obtenida de voladuras en bancos bajos en rocas masivas normalmente es menor a lo óptimo y la probabilidad de que haya violencia es grande.
Si el operador desea producir rip-rap, podría emplear una plantilla semejante a la mostrada en la Figura 7.26. Una plantilla cómo esta incrementará la posibilidad de que haya violencia e incrementará el nivel de vibración por kilo de explosivo usado.
157
Los métodos de construcción de plantillas discutidos previamente han indicado una secuencia general en el tiempo de disparo o en la secuenciación de los barrenos. El tiempo real en milisegundos que se utilice en estas plantillas controlará también la diseminación o apilamiento así cómo el golpe de aire, roca en vuelo y vibración del terreno. Los principios generales para obtener el tiempo de retado apropiado se dieron en el capitulo 6. Estos deben considerarse en la selección del tiempo de retardo real en milisegundos, tanto para el retardo de barreno a barreno cómo para el retardo de hilera a hilera, en las voladuras descritas en la sección previa. La combinación de la secuencia de una plantilla de voladura con el tiempo real de retardo, controla aún más la diseminación o el amontonamiento de la pila de material
7.6
CUÑAS DE APERTURA Cuando se comienza a excavar en una superficie de roca plano y se baja a un nivel más
bajo, tal y cómo en la construcción de una carretera, la excavación para una cimentación o cuando se hacen voladuras para un una pila de un puente, se utilizará una plantilla llamada cuña de apertura o voladura de apertura. Esta voladura es diferente a las plantillas de las voladuras de producción discutidas previamente ya que sólo existe una sola cara libre, la superficie horizontal de la roca, al momento en que se inicia la voladura.
Los primeros barrenos en disparar en este tipo de voladura funcionan totalmente diferente a los discutidos previamente. Estos barrenos de apertura deben crear la segunda cara libre hacia donde la roca se pueda empujar, doblar o mover. El tiempo de retardo de estos barrenos es crítico ya que si el retardo es demasiado corto entre la iniciación de los primeros barrenos o barrenos centrales y los barrenos subsecuentes, resultará en una fragmentación pobre acompañada de violencia extrema. La Figura 7.27A muestra una secuencia de hilera a hilera con solamente un período de retardo entre cada barreno. La plantilla de la Figura 7.27B muestra una secuencia de disparo totalmente diferente, lo que permite que exista movimiento adicional antes de que cada barreno subsiguiente dispare. La plantilla 7.27A también tiene muchos barrenos disparando en el mismo período de retardo, lo que incrementa el nivel de vibración. La vibración producida en este tipo de voladuras será más alta que una voladura de producción ya que los primeros barrenos que disparan están altamente confinados en el momento de la detonación. 158
Para comprender mejor el funcionamiento de una cuña de apertura, la plantilla 7.27B será discutida en detalle. En el análisis de la plantilla 7.27B, es evidente que sólo existen cuatro barrenos disparando por período de retardo. Esto es importante, especialmente cerca del centro de la voladura, ya que si se mueve demasiada roca hacia el centro de la voladura en un mismo tiempo, el centro de la plantilla puede atascarse y no moverse. Si esto ocurre, el resto de los barrenos en la plantilla se escopetearán provocando fragmentad6n pobre, roca en vuelo excesiva y problemas con la sobrepresión de aire.
Figura 7~27 Cuñas de Apertura. Plantilla Cuadrada1 S = B
Los primeros barrenos que disparan en la plantilla están funcionando diferente al resto de los barrenos. Cómo ejemplo, los barrenos número uno están trabajando sobre el área A1 cómo se indica en el diagrama, con una tremenda concentraci6n de energía dentro de dicha zona. Los barrenos número dos y los subsecuentes, utilizan la mitad de barrenos y aproximadamente la mitad de explosivo para romper un volumen similar de roca. Los barrenos 159
marcados cómo número uno fracturan la roca radialmente, pero no la pueden doblar o desplazar ya que no hay espacio para que este tipo de movimiento ocurra. En vez de eso, las fracturas radiales se presurizan con los gases y comienzan a levantarse c6mo cuando se forma un cráter. Los barrenos número dos funcionan diferente. Los barrenos número uno se levantan y los barrenos número dos funcionan hacia la cara libre determinada por las líneas de rompimiento de los barrenos número uno. Los número dos, por lo tanto, fracturan radialmente la roca y la desplazan hacia el cráter producido por los barrenos número uno. Todos los barrenos subsecuentes dentro de la voladura tienen una cara libre vertical hacia donde trabajar cómo los barrenos número dos. La plantilla 7.27B es de alguna manera diferente de otras plantillas discutidas previamente porque la dirección física del bordo cambia con cada barreno que dispara. Si la plantilla se hace con una dirección norte - sur cómo se indica, los barrenos número dos reaccionan a un bordo en una dirección este - oeste mientras que los barrenos número tres reaccionan a un bordo en dirección norte - sur. El bordo es la dimensión más importante en una voladura. Para garantizar que todos los barrenos tienen la misma distancia máxima cómo el bordo la plantilla debe barrenarse cuadrada con el bordo y el espaciamiento iguales.
Los barrenos número uno deben romper hasta el nivel de piso para garantizar que los barrenos subsecuentes puedan romper al mismo nivel. Si los barrenos número uno rompen parcialmente a la línea de nivel, todo el fondo de la voladura quedará alto y por encima del nivel de piso. Para garantizar que los barrenos número uno rompan adecuadamente, éstos deben perforarse más profundos que los restantes de la voladura. Los barrenos número uno deben ser sub - barrenados aproximadamente dos veces más profundos que los barrenos restantes en la voladura o a una profundidad de 0.5 x el bordo.
Los barrenos número uno funcionan diferente al resto de los barrenos de la voladura y se diseñan para que formen cráteres. Para controlar la roca en vuelo de la voladura, los barrenos número uno deben tener un taco igual a la distancia del bordo. El resto de los barrenos deben tener un taco de una profundidad igual a 0.7 del bordo.
La última dimensión que debe ser considerada en una cuña de apertura es la profundidad de la voladura. Es obvio que una profundidad ilimitada no es una suposición
160
realista. Los efectos de la gravedad pueden causar problemas con el movimiento necesario de la roca para los resultados deseados.
Hay dos regias de dedo que se consideran cuándo se diseñan cuñas de apertura. La primera establece que la profundidad de los barrenos no debe ser mayor a la mitad de la dimensión de la plantilla. Esto quiere decir que la profundidad obtenida será la mitad de la distancia obtenida si se suman los espaciamientos entre barrenos de una misma hilera. Cómo ejemplo, si el ancho de la plantilla es de 18 metros, la profundidad de la cuña no debe ser mayor que la mitad de esto, o sea, 9 metros. La segunda regla de dedo establece que la relación L/B máxima, para que una cuña de apertura funcione adecuadamente, no debe ser mayor a 4. Por ejemplo, si el bordo entre barrenos en una plantilla es de 1.5 metros, una profundidad de 6 metros sería realista. Por otro lado, si se están utilizando barrenos de 165 mm de diámetro para una cuña de apertura con bordos de 4 metros, la profundidad práctica de la cuña podría ser de hasta 18 metros. Debe recordarse que mientras más profunda sea una cuña de apertura, mayor es la probabilidad que la cuña no funcione apropiadamente y no rompa totalmente a nivel del piso. Una roca laminada con estratos muy cercanos permite más errores de juicio que una roca masiva. En la situación de la roca masiva, estas relaciones deben seguirse estrictamente, mientras que en la roca laminada con frecuencia se obtiene profundidad adicional.
7.7
CORTES EN BALCON O EN LADERAS Los cortes en balcón o en laderas pueden ser difíciles de controlar, ya que en la mayoría
de los casos la roca no puede ser derramada por la ladera. Si el propósito de la voladura es el dispersar la roca hacia abajo de la ladera, no existe problema al diseñar la voladura. Cuándo la intención del responsable en voladuras es la de conservar la mayor parte de la roca dentro del área de la voladura misma, se pueden utilizar procedimientos que son similares ya sea a una cuña de apertura modificada o a un corte en V modificado. El método de retardo de los barrenos asegurará que el movimiento de la roca sea de manera tal que la roca se mantenga empujando hacia el banco en lugar de desplazarse hacia la ladera. Un ejemplo de este tipo de corte se ilustra en la Figura 7.28.
161
Figura 7-28 Corte en Balcón o Ladera, S = 1.4B
En laderas con pendiente muy pronunciada, la hilera externa de barrenos tiene muy poca profundidad. Para obtener la fragmentación óptima, desplazamiento y apilado sobre todo en roca masiva, el operador debe considerar los principios generales de la fragmentación de la roca descritas en el Capitulo 1. La relación L/B nunca debe ser mayor a 1. Si se utilizan barrenos de diámetro grande donde se dispone de profanidad considerable el tamaño de los barrenos y los bordos y espaciamientos relacionados a éstos deben ser reducidos en los bordes internos de la ladera. La barrenación con perforadoras neumáticas y barrenas más chicas pueden ser necesarios para producir los resultados adecuados.
7.8
DISEÑO DE ZANJAS Existen muchas consideraciones cuando se diseña una zanja. El diámetro de la tubería o
el uso que se le dará a la zanja, por supuesto, es una de las principales consideraciones. No es deseable explotar una zanja de 1.8 m de ancho si en su interior se colocará una línea de 20 cm. Por otro lado, el tamaño del cucharón del equipo de carga es una consideración importante, ya que este será usado para retirar el material producto de la voladura. Bajo ninguna circunstancia se puede diseñar una voladura, sin importar el tamaño de la línea que
162
irá en el interior, la cual tenga un ancho menor que el del ancho del cucharón de la excavadota.
En las voladuras de zanjas (zanjeo), la geología local es extremadamente importante. Las zanjas se encuentran en la superficie de la tierra, donde por lo general se encuentra la roca más intemperizada e inestable. Con frecuencia existe descomposición significativa de la roca, la cual resulta en arcilla o bolsas de lodo y fisuras dentro del manto de roca. El descapote, ya sea roca intemperizada o tierra, puede no estar en capas horizontales y esta es una consideración importante cuando se cargan los barrenos. No debe colocarse explosivo en la zona del descapote por encima de la roca sólida. Es, por lo tanto, imperativo que el responsable de las voladuras conozca la profundidad real de la roca en cada barreno. Para explotar eficientemente, los explosivos deben cargase en el barreno y el taco debe colocarse dentro de la masa rocosa misma, no sólo en la zona del descapote.
En voladuras de zanjeo, las técnicas que se utilizan en roca altamente agrietada pueden no funcionar en material sólido y masivo. Los planos de los estratos pueden permitir la migración de los gases dentro del manto rocoso produciendo mayor craterización. Por otro Lado, técnicas similares utilizada en roca masiva pueden no causar craterización. Por el contrario, los barrenos pueden escopetearse con poco, o quizá nada, fragmentación.
En la siguiente discusión se revisarán las diferencias en técnicas de voladura entre materiales masivos y duros y roca suave con muchos estratos. Si se necesita una zanja angosta en un manto rocoso estratificado, con frecuencia se puede utilizar una hilera sencilla de barrenos colocados a lo lago del eje de la zanja. La distancia del bordo o espaciamiento entre estos barrenos será similar al indicado en la ecuación 6.2. Una relación L/B mínima de uno debe utilizarse en todos estos tipos de voladuras.
Si la zanja ha de ser poco profunda, se necesitarán barrenos de diámetro menor o los necesarios para una zanja profunda. El tiempo de retardo debe ser tal que los barrenos tengan una secuencia a lo largo de la hilera. Si los barrenos se disparan instantáneamente, se esparcirán cantidades considerables de roca en las proximidades de la zanja. A medida que las alturas de bancos se reducen, la probabilidad de roca en vuelo aumenta y puede ser necesario el uso de tapetes de voladura. La técnica de la hilera sencilla de barrenos no es 163
aplicable para roca dura y masiva. Los barrenos normalmente se escopetearán provocando poca, quizá ninguna fragmentación entre los barrenos. En un material masivo normalmente se utiliza una zanja de doble hilera.
La zanja de doble hilera se diseña cómo se indica en la Figura 7.29. En materiales masivos, el barreno debe colocarse en el límite de la excavación. En materiales más débiles, por otro lado, con frecuencia se recomienda colocar los barrenos a 30 cm del límite de la excavación, ya que con frecuencia se obtiene un rompimiento trasero considerable. Colocar los barrenos a 30 cm del límite de la excavación, en materiales masivos, producirá resultados muy pobres. Para determinar si una plantilla para una zanja utilitaria se encuentra dentro de límites razonables, se usan los criterios siguientes.
o La distancia del bordo debe ser calculada de acuerdo a la ecuación 6.2 y ese bordo se coloca de acuerdo a lo indicado en la figura 7.29. Hay que notar que este no es el bordo verdadero. La distancia perpendicular desde el barreno a la cara libre al momento de la detonación es menor. o El ancho de la zanja debe ser entre 0.75B y 1.25B. Si el ancho de la zanja debe ser menor a 0.75B, entonces se deberán utilizar barrenos de menor diámetro con carga de explosivo menores y con los bordos apropiados para estas cargas. Por otra parte, si el ancho de la zanja debe ser mayor a 1.25B, se necesitará o un barreno de mayor diámetro con su bordo correspondiente o, se puede utilizar un zanjeo de tres hileras cómo lo indica la Figura 7.30. o La relación LIB debe ser mayor a 1.
164
Figura 7-29
Diseño de Zanja de dos Hileras
Figura 7.40 Diseño de Zanja de Tres Hileras
165
7.9
VOLADURAS SECUNDARIAS Las voladuras secundarias se utilizan cuando se obtienen piedras muy grandes de la
voladura principal, las cuales por su tamaño representan un problema para su manejo. Existen tres técnicas comunes de voladuras secundarias: plasteo, barrenado y voladura amortiguada.
7.9.1 PLASTEO El plasteo fue previamente discutido en la sección de la energía de choque en el Capítulo 2. El plasteo utiliza una carga externa colocada sobre la piedra y cubierta por una capa de lodo. Cuando se usa el plasteo, normalmente el uso de cargas entre 0.3 a 0.6 Kg de explosivo por metro cúbico de roca es suficiente.
7.9.2 BARRENADO (MONEO) El moneo significa simplemente perforar un barreno o barrenos en la piedra y cargarlas ligeramente con explosivos. La carga para la voladura de prueba es de 75 gramos por metro cúbico aproximadamente y posteriormente se aumenta o disminuye dependiendo del tipo de roca que se esté explotando. Si la piedra no tiene una forma esférica y es mas bien rectangular, puede ser necesario perforar muchos barrenos pequeños y distribuir la carga entre éstos. Las técnicas de moneo utilizan mucho menos cantidad de explosivos que el plasteo. Sin embargo, el grado de fragmentación y la dirección en la que los fragmentos vuelan no es controlable por el operador, ya que las carga están funcionando en forma de cráter y rompiendo aleatoriamente en la dirección de menor resistencia.
7.9.3 VOLADURAS AMORTIGUADAS Se llama voladura amortiguada a una técnica similar al moneo la cual provee algún control sobre el número de fragmentos y la dirección en la cual éstos vuelan. La voladura amortiguada trabaja cómo lo indica la Figura 7.31. Se perfora un barreno entre 2/3 y 3/4 de la 166
distancia a través de la piedra. Una carga que equivale a aproximadamente 75 gramos por metro cúbico se utiliza para la voladura de prueba. El taco para estos barrenos debe ser cómo mínimo 1/3 de la profundidad del barreno. Es común utilizar barro cómo material de taco en vez de grava. La razón por la cual se usa el barro en lugar de la grava es que la grava necesita distancia para moverse y trabajar contra las paredes del barreno para funcionar adecuadamente. Por lo general en las voladuras amortiguadas, la longitud de la zona del taco no es suficiente para permitir que el material se trabe en su lugar; por lo tanto, se utiliza barro, el cual no se trabará contra el barreno pero proporcionará un espacio de tiempo entre que el barreno es presurizado y el barro es arrojado. La profundidad mínima del taco en este tipo de voladuras debe ser aproximadamente de 30 cm. Si estas profundidades son mayores, los barrenos pueden escopetearse y se obtendrán muy pocos resultados en la fragmentación.
Figura 7.31 Voladura Amortiguada
Si se utiliza la cantidad mínima de taco, se obtiene el máximo colchón de aire. La piedra se romperá en el mínimo de pedazos. Con frecuencia, en materiales masivos un operador puede predecir con una certeza aceptable si la piedra se romperá en dos, tres, cuatro o más partes. Cuando se utilizan las técnicas de voladura amortiguada, ocurrirá el mínimo de roca en vuelo y normalmente la piedra sólo se desgajará en su lugar. Si se desean más fragmentos, el colchón de aire puede reducirse incrementando la cantidad de taco dentro del barreno. Mientras más taco se coloque en el barreno, se obtendrán mayor número de fragmentos y a la vez, se obtendrá también mayor violencia.
167
8 8.1
CONTROL DEL SOBRE ROMPIMIENTO
VOLADURAS CONTROLADAS Técnicas de voladura han sido desarrolladas para controlar el sobre rompimiento en los
límites de la excavación. El operador debe decidir el propósito de la técnica de control antes de que ésta sea seleccionada. Algunas técnicas se utilizan para producir una pared de apariencia atractiva con poca o nada de preocupación por la estabilidad del manto rocoso. Otras técnicas se utilizan para proveer esta estabilidad al formar un plano de falla antes de comenzar las voladuras de producción. Esta segunda técnica puede o no ser cosméticamente atractiva, pero desde el punto de vista de la estabilidad, realiza su función. Los métodos de control de sobre-rompimiento se pueden dividir en tres tipos: precorte, voladura de recorte (amortiguada) y barrenación lineal.
El precorte utiliza barrenos cargados ligeramente; con espaciamientos cerrados y que se disparan antes de las voladuras de producción. El propósito del precorte es el de formar un plano de fractura a través del cual las grietas radiales de la voladura de producción no puedan pasar. Secundariamente, el plano de fractura formado puede ser cosméticamente atractivo y permitir el uso de taludes con mayor pendiente y que requieren de menor mantenimiento. Debe pensarse en el precorte cómo una medida de protección para mantener la pared final sin daños causados por la voladura de producción.
La voladura de recorte es una técnica de control que se utiliza paro limpiar o afinar una pared final después de la voladura de producción. Las voladuras de producción pueden haberse efectuado muchos años antes o pueden efectuarse con un retardo más corto dentro de la misma voladura. Ya que la hilera de barrenos de recorte alrededor del perímetro es la última en dispararse en una voladura de producción, no realiza ninguna función para proteger la estabilidad de la pared final. Las grietas radiales de la voladura de producción pueden viajar dentro de la pared final. Las capas de lodo y otras discontinuidades pueden canalizar los gases del área de la voladura de producción hacia adentro de la pared final. El único propósito de una voladura de recorte es el crear un perímetro cosméticamente atractivo y estable. Este tipo de voladura no ofrece protección a la pared final de la voladura de producción. 168
La barrenación lineal es una técnica cara, que bajo las condiciones geológicas adecuadas, puede utilizarse para producir una pared final segura y cosméticamente atractiva. Puede, bajo los circunstancias adecuadas, ayudar a proteger al contorno final de las grietas radiales al actuar cómo concentradores de esfuerzos causando que la fractura se forme entre los hoyos de la barrenación lineal durante el ciclo de voladuras de producción. Si por otro lado, el contorno de la pared es extremadamente importante, no se puede depender de la barrenación lineal para proteger efectivamente la pared final. La barrenación lineal es utilizada más frecuentemente en combinación con el precorte o con el recorte que por sí sola. Aunque el uso de voladuras controladas es más común en las excavaciones de superficie, se ha utilizado con éxito en voladuras subterráneas, cuando las condiciones lo permiten.
8.1.1 PRINCIPIOS DE OPERACION El explosivo utilizado para el precorte y el recorte es normalmente uno que contiene cantidades considerables de nitrato de amonio. La experiencia muestra que los explosivos que producen altas cantidades de gases, producen una mejor fractura y reducen la posibilidad de formar grietas capilares en las paredes del barreno. Sin embargo, el tipo de explosivo que se utilice no es critico. La mayoría de las fórmulas empíricas expresan la cantidad de explosivo requerido cómo los kilogramos de (cualquier) explosivo por metro de barreno. Reglas empíricas comunes también indican que el diámetro de la carga sea menor a la mitad del diámetro del barreno. Al utilizar una carga con diámetro pequeño dentro de un barreno con un diámetro mayor, las presiones de los gases bajan rápidamente debido a la expansión dentro de un volumen mayor. Este procedimiento se llama desacoplamiento. Esta rápida caída en la presión tiene el efecto de colocar las presiones de diferentes explosivos dentro de un rango muy pequeño de valores para la mayoría de los explosivos utilizados comúnmente. De hecho lo que ocurre es que bajo el desacoplamiento adecuado, diferentes explosivos producen esfuerzos en la roca que se encuentran dentro de un 10% uno del otro en una voladura de precorte o recorte. Un ejemplo de los esfuerzos producidos a 30 cm del barreno se muestra en la Figura 8.1.El rango de desacoplamiento se define cómo el diámetro del barreno dividido por el diámetro de la carga. 169
Las razones que en el pasado se daban para la formación del precorte indican que éste se causaba completamente por la reflexión de las ondas de esfuerzo cómo lo muestra la Figura 8.2. Investigaciones posteriores probaron que la magnitud de la resultante de los esfuerzos es insuficiente para causar que la acción de corte ocurra en situaciones de voladura reales. Si se tiene que depender solamente de las ondas de esfuerzo para causar el precorte, los espaciamientos tendrán que reducirse a 1/5 de los que normalmente se utilizan en el campo. De acuerdo a la Figura 8.2, si los barrenos en una línea de precorte no se dispararan en una forma verdaderamente instantánea, la acción de corte no podría ocurrir ya que la colisión de las ondas de esfuerzo no ocurriría entre los barrenos. Esto es contrario a los hechos, ya que los responsables de las voladuras comúnmente retardan cada barreno en una voladura de precorte y aun así producen paredes en buenas condiciones. La Figura 8.3 muestra un precorte en formación a partir del crecimiento de las grietas radiales, y no de la colisión de las ondas de esfuerzo.
Figura 8-1 Niveles de Esfuerzo de Cargas Desacopladas
Figura 8-2 Viejos Conceptos del Rompimiento por Ondas de Esfuerzo (después de DuPont)
170
171
Figura 8-5 Formación de la Fractura de Precorte en Modelos de Plexiglás
La Figura 8.6a es una fotografía de un modelo de Plexiglás donde se dispararon tres barrenos de forma instantánea. La Figura 8.6b por otro lado es una fotografía de un modelo donde los barrenos se dispararon en lo que sería el equivalente a un retardo de 25 milisegundos en un trabajo a escala real. Se puede notar que no existe una diferencia significativa en la fragmentación entre barrenos, demostrando aún más que las interacciones de las ondas de esfuerzo no son las responsables de la fragmentación en voladuras a escala real.
Este punto es significativo ya que si se piensa en el concepto de la fragmentación por ondas de esfuerzo cómo el principal mecanismo de la formación del precorte, entonces todos los barrenos del precorte necesitarían ser disparados instantáneamente ya que los barrenos de precorte son los que normalmente se encuentran más cerca de las residencias y son los que más confinamiento tienen en toda la voladura, se producirán niveles de vibración más altos a medida que el peso de la carga aumenta. Los niveles pueden ser hasta cinco veces más altos a aquellos producidos por una voladura de producción. En la mayoría de los casos, muchos barrenos disparados en forma instantánea producirán niveles de vibración excesivamente altos. El comprender que los barrenos pueden ser retardados es importante ya que permite al contratista la flexibilidad, en caso necesario, de disparar cada barreno con un retardo diferente.
La técnica de precorte no es nueva. Se convirtió en una técnica reconocida para el control de la pared cuándo se utilizó a mitad de los años 50 en el proyecto hidroeléctrico del 172
Niágara (Figura 8.7). Se tienen reportes de su uso aún en los años 40, pero de forma esporádica.
Figura 8-6 Precorte entre Barrenos
El precorte se utilizó cómo una técnica de fracturación de roca antes de que los explosivos se usaran para voladuras. Las pirámides del antiguo Egipto fueron construidas por obreros que utilizaban el precorte. La técnica utilizada fue el colocar cuñas de madera dentro de las grietas naturales o en barrenos perforados en la roca. Las cuñas de madera eran entonces mojadas y la expansión de la madera provocaba que se formaran fracturas entre las cuñas. Hecho esto, se podían remover los bloques.
En lugares más al norte, el hombre encontró que podía utilizar el hielo para provocar que la roca se fracturara al perforar barrenos en el manto rocoso, llenarlos con agua y dejar que ésta se congelara durante el invierno. La roca se agrietaría entre los barrenos dejando
173
libres los bloques. Tanto las cuñas de madera cómo el hielo ejercían presión estática sobre el manto rocoso similar a la que ocurre par la presión de los gases del explosivo.
Figura 8.7 Precorte en el Proyecto Hidroeléctrico del Niágara
Las fórmulas empíricas utilizadas en el precorte normalmente no toman en cuenta las características de resistencia del manto rocoso. Aunque esto puede parecer inusual, debe recordarse que la resistencia a la tensión varía en un rango que va desde unos cuántos cientos hasta unos cuántos miles de KPa para la mayoría de las rocas. La resistencia a la compresión, por otro lado, normalmente se encuentra en el rango de los cientos de MPa. Si la presión del explosivo dentro del barreno es tal que se encuentra debajo de la resistencia a la compresión y arriba de la resistencia a la tensión. Se crearán fracturas sin dañar la masa rocosa alrededor del barreno. En la mayoría de las aplicaciones de precorte y recorte, las presiones se aproximan de 50 a 100 MPa y exceden ampliamente la resistencia a la tensión de cualquier roca. Por lo tanto, estas características de resistencia no serán una consideración.
174
8.1.2 EFECTOS DE LAS CONDICIONES GEOLOGICAS LOCALES Las técnicas de control tales cómo el precorte, recorte y el barrenado lineal trabajan mejor en roca masiva. En roca masiva, se pueden observar las medios cañas o mitades de cada barreno en la pared final. En roca masiva, el 100% de los barrenos producen medias cañas. Algunos operadores tratan de calificar el éxito o fracaso de una voladura de precorte o amortiguada por lo que se llama el factor de media caña. Los factores de media caña son los porcentajes del total de medias cañas que son visibles después de que la roca ha sido excavada. Si sólo el 40 % de los barrenos permanecen visibles en la pared final cómo medias cañas, entonces el factor de media caña será 40%. Esta técnica puede tener algún mérito cuando se hacen precortes en material masivo y homogéneo. Sin embargo, las medias cañas pueden desaparecer totalmente en roca con una geología complicada. No se puede asumir que la falta de medias cañas indica un trabajo de voladura pobre. En material geológicamente complicado no se forma una grieta simple. Existe una zona altamente fragmentada que se forma a lo largo del perímetro, dicha zona sirve cómo protección para la pared final de los efectos de las grietas radiales que emanan de la voladura de producción. Los factores de medias caña sólo tienen validez si se considera en la evaluación el tipo de roca en el que se están contando las medias cañas.
Cuando la roca tiene numerosos estratos entre los barrenos y esos estratos intersectan la cara del banco en un ángulo menor a 15°, será imposible formar una buena cara final con técnicas de voladura controlada. De hecho, para que la pared sea medianamente agradable, cosméticamente hablando, los estratos deben intersectar la cara del banco a un ángulo mayor a 30°. Cualquier ángulo menor provocará que las fracturas intersecten los planos de estratificación dando cómo resultado que grandes pedazos de material se desprendan de la cara durante el proceso de excavación.
En un material débil, la pericia del operador de la excavadora es extremadamente crítica. Algunas máquinas pueden ejercer un empuje considerable y pueden, por lo tanto, excavar más allá del límite de la voladura dañando severamente el contorno final. Otros factores geológicos que afectan los resultados de las técnicas de voladura controlada son las
175
capas suaves o las capas de lodo. Si el banco es intersectado por numerosas capas de lodo es difícil lograr buenos resultados.
8.1.3 PRECORTE Para poder evaluar un plan de voladura de precorte, se pueden utilizar las ecuaciones que se muestran abajo.
Para determinar la carga aproximada de explosivo por metro lo cual no dañe la pared pero que produzca la suficiente presión para causar que la acción de corte suceda, se puede usar la siguiente fórmula:
(81)
donde:
dec = Carga de explosivo
Dh =
(g/m)
Diámetro del barreno
(mm)
Si esta carga de explosivo aproximada es utilizada, el espaciamiento entre los barrenos en un precorte puede determinarse por:
(8.2) S = 10 ⋅ Dh donde: 176
S
: Espaciamiento
(mm)
Dh
: Diámetro del barreno
(mm)
La constante 10 en la fórmula de arriba es de alguna manera conservadora. Sirve para asegurar que la distancia no sea excesiva y que el precorte se formará. La experiencia de campo nos indica que frecuentemente este valor puede ser incrementado a 12 y en algunas ocasiones a 14.
En la mayoría de las aplicaciones de precortes no se perfora por debajo del nivel de piso. Sin embargo, una carga concentrada, que es equivalente a aproximadamente 1.6 dec, se coloca en el primer metro al fondo del barreno. El barreno debe dispararse ya sea instantáneamente o con un retardo corto entre cada barreno. Aunque algunos operadores han reportado resultados satisfactorios, no se recomienda retardar más de 50 milisegundos entre barrenos.
Una voladura de precorte tiene la intención de provocar que se forme una fractura y viaje hacia la superficie del terreno. Si esto sucede, ninguna cantidad de material de taco será suficiente y éste será expulsado. Por lo tanto, el polvo de barrenación puede ser utilizado con seguridad ya que su función es la de confinar los gases momentáneamente y reducir algo del ruido. Normalmente, el taco se coloca de 0.5 a 1.5 metros en la parte superior del barreno dependiendo de su diámetro. Por lo general, entre mayor sea el diámetro de los barrenos, mayor será la cantidad de taco utilizada.
La cuestión de si se debe colocar un taco entre las cargas de un barreno es un punto en el que hay opiniones diferentes. Se recomienda lo siguiente: si la masa rocosa que va ha ser volada tiene muchas capas de lodo en su estructura y los estratos están cementados débilmente, puede resultar inteligente el colocar material de taco entre las cargas. Por otro lado, si el manto rocoso es competente, aunque pueda estar estratificado, no será necesario el material de taco entre las cargas, especialmente en materiales que tienen una resistencia a la compresión muy baja, tales cómo los esquistos débiles. El dejar un espacio de aire alrededor de las cargas es benéfico. Al no colocar taco alrededor de las cargas, está disponible un mayor volumen vacío para la expansión de los gases y, por lo tanto, la presión de éstos caerá más rápidamente. La presión por centímetro cuadrado es menor aún cuando 177
más centímetros cuadrados de barreno están siendo puestos a tensión y por lo tanto se obtiene una bueno fractura. En roca débil, si se utiliza el taco entre cargas, las paredes pueden ser marcadas en los sitios de las cargas.
Los explosivos para precorte se encuentran en muchos tipos. Existen rollos de poliestireno que se bajan a lo largo del barreno en diámetros menores a 25mm. Estos tubos de poliestireno contienen emulsiones explosivas. Otros tipos de cargas son cartuchos delgados de dinamita los cuales se acoplan a medida que se colocan dentro del barreno para formar una carga continua. Otros métodos de colocación de las cargas consisten en amarrar porciones o cartuchos completos de dinamita con cordón detonante y colocados dentro del barreno. La elección del tipo de cargas a utilizar depende del operador y de los explosivos que estén disponibles en el área. Lo que es importante es que el diámetro de las cargas sea menor a la mitad del diámetro del barreno y que de preferencia no toquen las paredes del barreno. Un ejemplo para el uso de estas formulas para determinar el diseño de una voladura de precorte se da en el ejemplo 8.1. Ejemplo 8.1
Un plan de voladura de precorte se presenta para su aprobación. El plan considera barrenos de 76.2 mm espaciados a 122 cm. La carga de explosivo es de 300 g/m. La carga de fondo es de 750 g de dinamita. Los barrenos se dispararán con cordón detonante. ¿Es razonable este plan?
Revise la carga de explosivo
Revise el espaciamiento:
178
Carga de fondo: (8.3) dcb = 1.6* d cc = 1.6 * 478 = 688 g
El plan de voladura propuesto tiene espaciamientos muy grandes y cargas de columna muy ligeras. La carga de fondo es muy grande.
Algunos operadores prefieren cargar los barrenos de producción más cercanos a la línea de precorte con menos explosivo que el resto de la voladura. La primera línea de barrenos
amortiguadores
cómo
comúnmente
se
les
llama,
con
frecuencia
tiene
espaciamientos más cerrados y bordos más pequeños y las cargas son más ligeras de manera que la pared final reciba menos presión.
8.1.4 VOLADURA De RECORTE (AMORTIGUADA) Las voladuras de recorte se disparan después de que la voladura de producción ha sido disparada. Están diseñadas de manera similar a las voladuras de precorte. La carga de explosivo por metro de barreno se determina por la ecuación 8.1 tal y cómo en el precorte. El espaciamiento normalmente es mayor del que se pudiera esperar en un precorte. La siguiente ecuación puede ser utilizada para determinar el espaciamiento aproximado para una voladura de recorte.
(8.4) S = l6 Dh
donde:
S
=
Espaciamiento
(mm)
Dh = Diámetro del barreno
(mm) 179
Con las voladuras de recorte, las condiciones de confinamiento son diferentes a las del precorte. Durante el precorte, la voladura de producción aún no ha detonado y para fines prácticos, el bordo se considera infinito. En las voladuras de recorte, el bordo sí existe ya que la voladura de producción ya ha sido detonada. El bordo debe considerarse en el diseño de una voladura de recorte. Para estar seguro que las fracturas se unan apropiadamente entre los barrenos en vez de ir prematuramente hacia el bordo, se debe diseñar la voladura de manera que el bordo sea mayor al espaciamiento. La siguiente ecuación se utiliza con frecuencia: (8.5) B ≥ 1.3 S
donde:
B
=
Bordo (mm)
S
=
Espaciamiento
(mm)
Las consideraciones para el taco tanto en la boca del barreno cómo alrededor de las cargas para la voladura de recorte serán las mismas que aquellas del precorte. En la aplicación de la voladura de recorte, la sub-barrenación normalmente no es necesaria. Sin embargo, normalmente se utilizan cargas de fondo para provocar fracturas que lleguen al nivel de piso. Estas cargas de fondo pueden ser determinadas de la misma manera que fue descrita en el precorte. El ejemplo 8.2 muestra cómo se puede evaluar un diseño de voladura de recorte.
Ejemplo 8.2
Un contratista propuso el siguiente plan para una voladura de recorte: Diámetro del barreno
=
64 mm
Espaciamiento
=
640
mm
Carga de explosivo =
372
glm
Carga de fondo
340
g
=
180
Bordo mínimo
=
762
mm
revise la carga de explosivo (ecuación 8.1):
Revise el espaciamiento (ecuación 8.4):
S= 16Dh = 16 x 64=1024 mm Revise carga de fondo (ecuación 8.3):
dcc =1.6 x dcb =1.6 x 337 = 539 g Revise el bordo mínimo (ecuación 8.5): B ≥ 1.3 x S= 1.3 x 1024 = 1331.2 mm
8.1.5 VOLADURA DE RECORTE CON CORDON DETONANTE En algunas aplicaciones donde los barrenos de recorte deben perforarse con espaciamientos muy cerrados, las cargas normales resultan demasiado grandes y pueden provocar un sobre-rompimiento alrededor de los barrenos. El uso de barrenos con espaciamientos muy cercanos, de 30 a 60 cm entre centros, puede ser necesario en algunas formaciones geológicas y para la demolición de concreto en algunos estructuras. En algunos casos, es necesario perforar barrenos de diámetro mayor de lo que normalmente se utilizaría, sin embargo, los espaciamientos son pequeños. Cantidades de aire adicionales alrededor de las cargas normalmente no van en detrimento de la formación del corte. Si se utilizan las 181
ecuaciones basadas en el diámetro del barreno para calcular las cargas éstas resultarán demasiado grandes para los espaciamientos. En estos espaciamientos cerrados, se puede utilizar la fórmula 8.6 para determinar la cantidad de explosivo que será necesaria para un espaciamiento cerrado y fijo. Con frecuencia es conveniente el utilizar cordón detonante para proveer esta pequeña carga y, a la vez, distribuirla a lo largo del barreno. (8.6)
donde:
dec = Densidad de carga Dh = Diámetro del explosivo
(g/m)
(mm)
Ejemplo 8.3
Se perforarán barrenos de 50 mm de diámetro con un espaciamiento de 450 mm entre centros y de 6 m de profundidad. Determine la carga necesaria para recortar la roca en una voladura de recorte.
8.1.6 BARRENADO LINEAL El barrenado lineal es una técnica donde los barrenos normalmente se perforan de dos a cuatro diámetros uno de otro. Estos barrenos, descargados y muy cercanos uno de otro, 182
bajo las condiciones geológicas adecuadas, pueden actuar cómo concentradores de esfuerzos o guías para que las grietas se formen entre ellos. Las líneas de barrenos vacíos se utilizan en algunas ocasiones en las esquinas para guiar las grietas en un ángulo específico. La barrenación lineal se emplea también entre barrenos de precorte y de recorte para ayudar a guiar las grietas.
En material geológicamente complicado el barrenado lineal puede no funcionar cómo se desea ya que los fracturas tienden a concentrarse en los planos de debilidad naturales en lugar de los planos creados por el hombre con el barrenado lineal. Aunque ha habido investigaciones acerca del uso exclusivo de la barrenación lineal para el control del perímetro, las aplicaciones del barrenado lineal en combinación, ya sea con las técnicas de voladura del precorte o del recorte, han probado ser el método seguro.
8.1.7 EVALUACION DE RESULTADOS Las fórmulas arriba descritas son directrices que se utilizan para aproximar las cargas de explosivo y los espaciamientos, para las técnicas de voladura controlada. Después de que se efectúen las voladuras de prueba, el operador puede evaluar los resultados y determinar si se necesitan cambios en el plan de voladura.
Si la roca es masiva y tiene pocas discontinuidades geológicas, se puede evaluar si el espaciamiento es el adecuado al observar el plano de fractura que se ha formado. La figura 8.8 indica los resultados que se obtienen si los barrenos se encuentran muy cercanos con respecto a la carga utilizada. Numerosas fracturas se unen en el plano entre los barrenos y cuando se excava la voladura, el material entre los barrenos se derrumbó dejando medias cañas que sobresalen de la pared final. Si los espaciamientos están muy alejados, el resultado será generalmente una cara de apariencia áspera (Figura 8.9). Si la carga de explosivo es muy grande y los barrenos están sobre cargados, la pared del barreno será triturada.
183
Figura 8-8 Espaciamiento de Precorte Cerrado
Figura 8-9 Espaciamiento de Precorte Abierto
Si la roca no es masiva pero contiene numerosas juntas cercanas o la vertical que intersectan la cara, los resultados serán diferentes. Si las juntas intersectan la línea de barrenos en un ángulo de 90°, la línea de corte deberá ser relativamente recta (Figura 8.10). Si las juntas intersectan la cara en un ángulo agudo, se producirá un rompimiento cómo lo describen las Figuras 8.11 y 8.12. Este tipo de rompimiento, el cual deja las medias cañas sobresaliendo de la cara, parece indicar que los barrenos se encuentran muy cercanos. De hecho, los barrenos pueden estar espaciados correctamente, pero los ángulos agudos de las juntas son los que provocan la cara áspera, no los barrenos sobre cargados (Figura 8.13).
184
Figura 8-10 Precorte con Juntas a 90°
185
186
Figura 8-13 Diagrama de Rompimiento de un Precorte en Roca con Juntas (después de Worsey)
Si las juntas se aproximan a la cara del banco en un ángulo menor a 15°, la cara producida por la técnica de control puede no mostrar ninguna media caña y aparecer cómo áspera y rota. Poco se puede hacer en una situación cómo esta. Aunque no sea cosméticamente agradable, la cara deberá ser estable. Este tipo de estructura geológica puede promover el desgarramiento de la cara, aunque el movimiento de la masa rocosa, debido a la inestabilidad, no debe ocurrir cómo resultado de las voladuras.
8.1.8 CAUSAS DEL SOBRE-ROMPIMIENTO En general, ocurren dos tipos de sobre rompimiento debido a una voladura de producción. El sobre rompimiento trasero, que es el que ocurre detrás de la última hilera de barrenos y el sobre-rompimiento lateral que es el que ocurre a los extremos de cada voladura.
8.1.9 SOBRE-ROMPIMIENTO TRASERO Existen muchas causas para el sobre-rompimiento trasero. Puede deberse a un bordo excesivo para los barrenos, lo que causa que el explosivo rompa y agriete en forma radial más allá de la última hilera de barrenos (Figura 8.14). Los bancos que tienen una rigidez excesiva (L/B < 2) provocan más levantamiento y sobre-rompimiento cerca de la boca del barreno (Figura 8.15). Los tacos con profundidades largas en bancos rígidos también promueven el sobre-rompimiento trasero. El retardo de tiempo inadecuado de hilera a hilera puede provocar sobre-rompimiento trasero si este tiempo es demasiado corto, lo que resulta en un confinamiento excesivo en las últimas hileras de la voladura. El problema del tiempo de 187
retardo no será discutido ya que se ha mencionado en otro capítulo. Si los barrenos son cortos, con factores L/B bajos debido a un bordo excesivo, la solución al problema será cambiar a barrenos de diámetro menor reduciendo con esto el bordo e incrementando el factor de rigidez. Este procedimiento no puede aplicarse en todas las operaciones. Por lo tanto, se deben utilizar otras técnicas para cortar limpiamente los barrenos en la parte superior.
Figura 8-14 Sobre-rompimiento Trasero Debido a un Bordo Excesivo
Figura 8-15 Sobre-rompimiento Trasero Debido a la Rigidez Excesiva
Se pueden utilizar barrenos satélites en medio de los barrenos de producción por medio de los cuales se puede colocar explosivo dentro de la roca superior en la zona del taco, estos barrenos pueden ser cargados ligeramente y disparados en un retardo posterior. Los 188
operadores con frecuencia perforan estos barrenos satélite (Figura 8.16), éstos ayudan a reducir problemas con la roca de la parte superior del banco y a reducir el sobre-rompimiento trasero. Si se utilizan cargas satélite dentro de la zona del taco cómo se indica en la Figura 8.16, esas cargas se deben disparar en un retardo posterior al retardo de la carga principal. No es deseable el perder prematuramente el confinamiento de la carga principal dentro del barreno, esto puede suceder si la carga satélite detonó primera y hace volar el material de taco.
Figura 8-16 Cargas Satélite en la zona del taco
Otra técnica similar al uso de las cargas satélite es la de continuar la carga principal dentro de la zona del taco. Sin embargo, la carga principal se reduce significativamente en su diámetro. Esta carga de diámetro pequeño dentro de un barreno de diámetro mayor produce suficiente presión para causar algún agrietamiento similar a la del precorte en la zona de la boca del barreno (Figura 8.17).
Figura 8-17 Carga Confinada Dentro del Taco
189
8.1.9.1
SOBRE-ROMPIMIENTO LATERAL
El sobre rompimiento lateral al extremo de una voladura, usualmente resulta por una de dos razones (Figura 8.18). La estructura geológica local puede promover la extensión de las grietas a los extremos de la voladura. Esto puede corregirse al acortar el espaciamiento en los extremos de los barrenos de producción, causando con esto que los barrenos funcionen y respondan de forma diferente.
Figura 8.18 Sobre-rompimiento Lateral (vista en planta)
El sobre rompimiento lateral puede ser causado también al tener tiempos de retardo inadecuados en los barrenos del perímetro. Si el retardo es muy corto, los barrenos tienden a sentir un bordo mucho mayor al normal y por ello se escopetean y provocan levantamiento, o agrietan hacia atrás dentro de la formación rocosa. El problema del tiempo de retardo puede ser corregido de la misma manera que se describió en el sobre-rompimiento trasero. Retardos de tiempo más largo, tales cómo aquellos que se discutieron en el Capítulo 6, pueden utilizarse en los barrenos de los extremos, permitiendo más tiempo para que la porción central de la voladura se mueva hacia afuera. Esto produce alivio adicional antes que los barrenos de los extremos detonen.
8.1.9.2
CONTROL DE LA ROCA EN VUELO
En general, la roca en vuelo resulta de uno o dos lugares dentro de la voladura. Proviene ya sea de la cara o de la parte superior del banco. Si la roca en vuelo se está originando en la cara y vuela a distancias considerables, puede ser una indicación de que el bordo es demasiado pequeño o que capas de lodo u otras discontinuidades geológicas prevalecen en el banco. La mayoría de la roca en vuelo, sin embargo, no es producida en la 190
cara. Se produce en la parte superior de la voladura. Es resultado del escopeteo o craterización vertical de los barrenos. El escopeteo de los barrenos es resultado normalmente de un exceso en el confinamiento de los barrenos al instante en que éstos disparan, por causa de un tiempo de retardo inadecuado. Aunque la craterización vertical puede ser resultado de causas similares, también puede ser resultado del descuido al permitir que la carga de explosivo suba demasiado dentro del barreno o que un cartucho de explosiv0 se atore en la zona del taco y se utilice poco material para confinar los gases. Se debe tener mucho cuidado en el cargado de los barrenos y para resolver estos problemas antes de que ocurran. El problema del tiempo de retardo es similar a lo que se ha discutido en el sobre rompimiento trasero y lateral. Incrementar el tiempo de retardo entre hileras dentro de la voladura debe solucionar el problema.
Hay ocasiones en que para producir la fragmentación apropiada, deliberadamente se debe cargar más explosivo (más arriba) dentro del barreno de lo que normalmente se requiere. Estas situaciones se dan cuándo se tienen factores L/B bajos en roca masiva. En estos casos, cuándo deliberadamente se sobrecargan un poco los barrenos para provocar la fragmentación de la parte superior se puede utilizar de 1 a 1,25 metros de tierra que actúa como tapete de voladura Para restringir la potencial roca en vuelo, los tapetes para voladura hechos de cable de acero trenzado o de cable de acero y neumáticos de hule se pueden colocar también sobre la voladura, con o sin capa de tierra, para contener la roca en vuelo (Figura 8.19).
Figura 8-19 tapetes para Voladura
191
9 9.1
DISEÑO DE VOLADURAS SUSTERRANEAS
INTRODUCCION Las operaciones de voladuras subterráneas difieren de las de superficie ya que carecen de
la cara adicional de alivio que es normal en muchas de las operaciones de superficie. En operaciones subterráneas, tenemos sólo una cara en la cuál debemos perforar y ser capaces de crear alivio perpendicular a esa cara utilizando los primeros barrenos que detonan. Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan los primeros barrenos, el resto de la voladura provocará muy poca fragmentación y se escopeteará.
Una diferencia adicional en las operaciones subterráneas es el hecho de que los parámetros de voladura deben adecuarse a un contorno específico. Esto puede resultar totalmente diferente a las voladuras masivas o a las operaciones mineras en la superficie donde el tamaño exacto de cada voladura no es, normalmente, crítico. En este capítulo revisaremos muchos de los diseños más comunes de voladuras subterráneas utilizados para la excavación de tiros y túneles. 9.2
TIROS Tanto en minería cómo en construcción, tiros verticales o inclinados proveen acceso
subterráneo. Los tiros se utilizan para proveer acceso desde la superficie a entradas subterráneas o para comunicar un nivel con otro dentro de una mina.
La excavación de tiros es difícil debido a que normalmente el área de trabajo es estrecha, ruidosa y con frecuencia húmeda. El trabajo puede ser peligroso debido a que las paredes expuestas encima de las cuadrillas de barrenación y voladura pueden desplomarse y las rocas pueden caer sin previo aviso. El avance es lento porque la barrenación, la voladura y el retirado del material son operaciones cíclicas. La roca explotada debe ser bien fragmentada para ser removida con el equipo de excavación. Hoy en día la mayoría de los tiros se hacen con una sección transversal circular lo que da una mejor distribución de las presiones en la roca y reduce la necesidad de reforzar las paredes.
192
Existen tres métodos comúnmente utilizados para explotar tiros circulares. El barrenado de anillos con barrenos verticales (Figura 9.1), cortes en pirámide (Figura 9.2) y banqueo (Figura 9.3). Algunas operaciones utilizan cuñas quemadas modificadas para proveer la segunda cara de alivio en una voladura de tiro (Figura 9.4).
Figura 9.1 Barrenación de Anillos
Figura 9-2 Corte en pirámide
193
Figura 9.3 Banqueo
Figura 9-4 Barrenación de Anillos con Cuña Quemada
9.2.1 DISEÑO DE ANILLOS CON BARRENOS VERTICALES En la siguiente sección se analizará un procedimiento paso por paso para el diseño de este tipo de tiros.
194
9.2.1.1
DETERMINACION DEL BORDO
El bordo para la voladura de un tiro se determina de la misma manera que en una voladura de superficie.
donde: B
: Bordo
SGe
: Gravedad Específica o Densidad del explosivo
SGr
: Gravedad Específica o Densidad de la roca (g/cm3)
De
: Diámetro del Explosivo
9.2.1.2 (9.1)
(m) (g/cm3)
(mm)
NUMERO DE ANILLOS
donde: NR
: Número de Anillos
RSH
: Radio del tiro
(m)
B
: Bordo
(m)
195
9.2.1.3 (9.2)
BORDO REAL
9.2.1.4 (9.3)
ESPACIAMIENTO DE LOS BARRENOS EN CADA ANILLO (ESTIMADO) S=B
donde S
Espaciamiento
(m)
B
: Bordo
(m)
9.2.1.5
NUMERO DE BARRENOS POR ANILLO
(9.4)
donde: NH
: Número de Barrenos por Anillo
RR
: Radio del Anillo
(m)
s
: Espaciamiento
(m)
196
9.2.1.6
ESPACIAMIENTO REAL POR ANILLO (9.5)
9.2.1.7
PROFUNDIDAD DE AVANCE (9.6)
L = 2B
donde: L
: Avance
(m)
B
: Bordo
(m)
9.2.1.8
SUB-BARRENACION (9.7)
J = 0.3B
9.2.1.9
TACO (9.8)
T = 0.5 B
9.2.1.10 ÁNGULO DE AJUSTE (9.9) LO = 0.1+ H(TAN 2°)
donde: 197
LO
=
Ángulo de ajuste
(m)
H
=
Profundidad del barreno
(m)
9.2.1.11 TIEMPO DE RETARDO Mínimo 100 - 150 ms o retardos LP por anillo o retardos en espiral hacia afuera. Ejemplo 9.1
Información daño:
Diámetro del Tiro
= 7.0 m
Densidad de la Roca
= 2.6 g/cm3
Densidad del Explosivo
= 1.3 g/cm3
Diámetro de la Carga
= 38 mm
1 .) Bordo (Ideal):
198
2.) Número de Anillos:
199
9.3
TUNELES Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras en bancos debido a que se hacen
hacia una superficie libre mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos o más caras libres. En las voladuras de bancos, hay gran cantidad de alivio natural dentro de la plantilla el cual resulta de las caras libres adicionales. En los túneles, sin embargo, la roca está más confinada y una segunda cara libre debe ser creada paralela al eje de los barrenos.
La segunda cara libre se produce por un corte en la frente del túnel que puede ser ya sea un barreno perforado paralelamente, una cuña en V o una cuña en abanico. Después de que se hace la cuña, los barrenos auxiliares empujan la roca hacia el alivio creado por la cuña. Los barrenos auxiliares se pueden comparar en algunos aspectos con los utilizados en voladuras 200
de bancos. En general, las voladuras de túneles son de alguna manera sobrecargados para producir una fragmentación más fina ya que los efectos desastrosos del sobrecargado de los barrenos son disminuidos por el confinamiento dado en el túnel.
Como resultado del confinamiento adicional y la falta de caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe ser mayor que los de las voladuras de superficie para permitir el movimiento de la roca y la formación de la cara libre adicional antes de que disparen los barrenos subsecuentes. En las voladuras de túneles, se utilizan generalmente períodos de retardo largos. Si se utilizan retardos de milisegundos, se omiten períodos de retardo para permitir de 75 a 150 milisegundos (como mínimo) entre disparos de barrenos. Este incremento en el tiempo de retardo es esencial para permitir que las voladuras de túneles funcionen apropiadamente.
Figura 9-5 Tipos de Barrenos Usados en Túneles
Se deben discutir un número de diferentes tipos de barrenos cuándo se hacen voladuras en túneles. La Figura 9.5 provee una descripción visual de algunos de los tipos de barrenos que deben ser considerados. Los barrenos pueden ser divididos en las siguientes categorías: 1. Barrenos de Piso 2 Barrenos de Costilla (tabla) 3. Barrenos de Contorno (techo) 4.Barrenos Auxiliares (horizontales) 4. Barrenos Auxiliares (verticales) 4. Barrenos de Cuña
201
Los barrenos del perímetro del túnel deben tener un ángulo hacia afuera de manera que se evite que la sección del túnel cambie a medida que se avanza en la construcción. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de ajuste. Los ángulos de ajuste se muestran en la Figura 9.6. El ángulo de ajuste comúnmente se definen cómo 0.1 m +L x TAN 2°. Los bordos para todas las voladuras de túneles se calculan y miden al fondo de los barrenos. El ángulo de ajuste debe ser tomado en cuenta cuando se determinan los bordos reales al tondo de los barrenos.
Figura 9-6 Angulo de ajuste
Los barrenos del perímetro en la zona de la costilla y el techo se perforan comúnmente con espaciamientos cercanos y cargas ligeras. También pueden detonarse cómo voladura de recorte para proveer un contorno que requiera poco refuerzo. La Figura 9.7 muestra la extensión de las zonas de daño si se utilizan voladura de recorte o si se utilizan métodos de voladura de producción en los perímetros.
Figura 9-7 Zona de Daño
202
9.3.1 CUÑAS QUEMADAS O DE BARRENO PARALELO La cuña más utilizada hoy en día es la cuña quemada con barreno grande. El término "cuña quemada” se origina de un tipo de voladura donde los barrenos son perforados paralelos uno al otro. Uno o más barrenos en la cuña se dejan vacíos para que actúen cómo la cara de alivio hacia la cual los otros barrenos pueden romper.
Tradicionalmente, la cuña quemada se perforaba donde los barrenos llenos y los vacíos fueran del mismo diámetro. Más tarde se descubrió que al utilizar barrenos vacíos de diámetro mayor que los cargados proveía alivio adicional en la plantilla y reducía la cantidad de barrenos perforados que se necesitaban. Los barrenos grandes y vacíos también permitían un avance adicional por voladura. La Figura 9.8 muestra la relación entre el avance por voladura y los diámetros de los barrenos vacíos. Toda una variedad de nombres resultó del híbrido de la cuña quemada la cual utilizaba barrenos grandes y vacíos. Para propósitos de claridad, este tipo de voladura será llamado cuña quemada.
Figura 9.4 Porcentaje de Avance vs. Diámetro del Barreno
Los barrenos de la cuña pueden ser colocados en cualquier lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición de la cuña influencia la cantidad de lanzamiento, el número de barrenos perforados y el costo total por metro cúbico. Por ejemplo, si los barrenos de la cuña se colocan cerca de la pared cómo lo muestra la Figura 9.9A. La plantilla requerirá menos barrenos perforados aunque, la roca fragmentada no será desplazada tan lejos dentro del túnel. La cuña se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel para asegurar que no se perforarán las cañas de las voladuras previas en voladuras subsecuentes.
203
Para poder obtener un buen movimiento hacia adelante de la pila de material, la cuña puede ser colocada en la mitad de la frente hacia la parte interior del corte. En esta posición, el lanzamiento será minimizado (Figura 9.9c). Si se requiere de mayor lanzamiento, los barrenos de la cuña pueden colocarse más alto en el centro de la frente como se muestra en la Figura 9.9D
Figura 9-9 Posiciones de los Barrenos de Cuña
9.3.2 DISEÑO DE LOS BARRENOS DE CUÑA El principio primordial de todos los diseños de cuñas quemadas es el siguiente. Los bordos de los barrenos cargados se seleccionan de tal manera que el volumen de roca quebrada por cualquier barreno no pueda ser mayor al que se pueda ocupar en el espacio vacío creado, ya sea por el barreno de mayor diámetro o por los barrenos subsecuentes que detonen. En este cálculo se debe considerar también el hecho de que cuando la estructura de la roca se rompe entre los barrenos, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en su estado original. En otras palabras, se debe considerar el factor de abundamiento.
Si los barrenos de una cuña rompen un volumen mayor del que puede caber dentro del volumen del cráter creado previamente, la cuña se "congela" lo que significa que se bloquea por la roca que no puede ser expulsada. Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los barrenos se pierde y los barrenos no podrán romper adecuadamente. De hecho, éstos empezarán a escopetearse fisurando la roca adyacente pero sin permitir que el mecanismo de falla por cortante cause la fragmentación en la tercera dimensión. Por lo tanto, en la cuña misma, las distancias deben ser diseñadas y barrenadas con precisión. El tempo de retardo debe ser suficientemente lento para permitir que la roca empiece a ser expulsado de la frente antes de que disparen barrenos subsecuentes.
204
9.3.3 CALCULOS PARA LAS DIMENSIONES DE LA CUÑA QUEMADA
9.3.3.1
BARRENO (S) VACIO (S) (DH)
Un diseño típico de una cuña quemada se da en la Figura 9.10. El diámetro del barreno vacío de alivio se designa cómo DH.Si se utiliza más de un barreno vacío, se debe calcular el diámetro equivalente de un sólo barreno vacío el cual contenga el volumen de todos los barrenos vacíos. Esto se puede hacer utilizando lo siguiente ecuación (Figura 9.11). (9.10)
donde: DH
:Diámetro equivalente de un sólo barreno vado (mm)
dH
:Diámetro de los barrenos vacíos (mm)
N
: Número de barrenos vacíos
205
Ejemplo 9.2
Encuentre el DH para 3 barrenos vacíos de 76 mm de diámetro.
Figura 9-10 Diseño General de una Cuña Quemada
Figura 9.11 Espaciamiento de los Barrenos en una Cuña Quemada
206
9.3.3.2
CALCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1
El primer cuadro de barrenos se localiza a una distancia B1 del centro (Figura 9.12) (9.11)
B1 = 1.5 DH La distancia o radio desde el centro exacto de la cuña se llamará R (Figura 9.13) (9.12) R1 =B1
Figura 9.13 Distancias desde el centro hasta los barrenos de la cuña
207
El valor de Sc denota el tamaño de la cuña o la distancia entre barrenos dentro del cuadro. (9.12)
Figura 1-14 Distancias entre Barrenos de la Cuña
9.3.3.3
CALCULOS SIMPLIFICADOS PARA CUÑAS QUEMADAS
208
9.3.3.4
PROFUNDIDAD DEL BARRENO (H)
La profundidad de los barrenos, los cuales romperán hasta un 95% o más de su profundidad total. puede ser determinado con la siguiente ecuación:
(9.14)
donde:
H
-
Profundidad (m)
DH
-
Diámetro del Barreno
9.3.3.5
(mm)
PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA) (9.15)
L = 0.95H
Revise si la carga puede romper los bordos de cada cuadrado. Utilice la fórmula del bordo (6.2).
9.3.3.6
BARRENOS AUXILIARES
(9.16) 209
S = 1.1 B
(9.17) T = 0.5 B donde:
S
=
Espaciamiento
B
=
Bordo (m)
T
=
Taco
9.3.3.7
(m)
(m)
BARRENOS DE PISO
(9.18) S = 1.1 B (9.19) T = 0.2 B
9.3.3.8
BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)
Comúnmente detonados con voladura de recorte con barrenos de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de otra manera:
(9.20) S = 1.1 B 210
(9.21) T=B
9.3.3.9
TIEMPO DE RETARDO DE LOS BARRENOS
Los barrenos de la cuña se disparan con por lo menos 50 ms entre períodos. Los barrenos auxiliares se retardan con por lo menos 100 ms o con retardos LP. Los barrenos del contorno (con voladura de recorte) se disparan con el mismo retardo. Los barrenos de piso detonan al último.
9.3.3.10 INICIADOR Siempre se coloca en el fondo de los barrenos." Ejemplo 9.3
Un túnel rectangular con una sección de 8 metros de altura y 10 metros de ancho va a ser excavado con el método de cuña quemada con barreno grande. La cuña será colocada cercana a la parte central inferior del túnel. El barreno central vacío será de 102 mm y los barrenos cargados serán de 28 mm de diámetro. Todos los barrenos de la cuña serán cargados con emulsión de 1.2 g/cm3. Se tienen disponibles cartuchos de emulsión de 25, 29 y 32 mm de diámetro. Se utilizará explosivo de precorte en las costillas y el techo, el espaciamiento de los barrenos de recorte será de 0.6 m. La roca es un granito con una densidad de 2.8 g/cm3. El barreno de 102 mm se escogió para permitir un avance de por lo menos 95% en una profundidad de barrenación de 3.8 m. Diseñe la voladura.
211
CALCULO DE PARAMETROS INDIVIDUALES:
Llene la tabla utilizando las fórmulas dadas en la tabla 9.1
1.
Profundidad (H) dada cómo 3.8 m
2.
Avance (L) dado cómo 0.95 x 3.8 m = 3.61 m
3.
Cálculo del bordo:
212
Barrenos auxiliares:
S = 1.183 m = 1.2rn T=0.215 m
Barrenos de piso:
El mismo bordo y espaciamiento que los barrenos auxiliares
T = 0.215 m
6.
Contorno (barrenos de recorte):
Utilice espaciamiento de 0.6 m
B = 1.3 x 0.6 = 0.78 m = 0.8 m
213
MONTAJE DEL PLAN 1.
Barrenos de piso:
NOTA: Debe aproximarse a números enteros
Si 2.
10 = 1.25m = S o 8
10 = 1.11m = S utilice 9 espacios o 10 barrenos 9
Ángulo de ajuste:
3. Barrenos: De piso
= 10 Voladura controlada
Auxiliares
= 46 Costillas
26
Cuña = 16 Techo 15 68
41
214
9.3.4 CUÑA EN V La cuña más comúnmente utilizada en trabajos subterráneos con barrenos perforados en ángulo es la cuña en V. La cuña en V difiere de la cuña quemada en que se perforan menos barrenos y se logra un avance menor por voladura con una cuña en V. El avance por voladura también está limitado por el ancho del túnel. En general, el avance por voladura se incrementa con el ancho del túnel y es factible alcanzar un avance de hasta 50% del ancho del túnel. El ángulo de la V no debe ser agudo y no debe ser menor a 60°. Los ángulos más agudos requieren cargas con más energía para la cantidad de bordo utilizado. Una cuña consiste, normalmente, de dos V's, pero en voladuras más profundas, una cuña puede consistir de hasta cuatro (Figura 9.15).
Figura 9.15 Cuña en V básica
Cada cuña en V debe ser disparada en el mismo período de retardo usando detonadores de milisegundos para garantizar la tolerancia mínima entre cada pierna de la V al momento del disparo. El tiempo de retardo entre V's adyacentes debe de ser de por lo menos 75 milisegundos (mínimo). La distribución básica de las V's se muestra en la Figura 9.16. 215
Figura 9-16 Tiempo de Retardo para una Cuña en V
En la Figura 9.15 se muestran dos bordos, el bordo al fondo de los barrenos y el bordo entre las V's. La distancia indicada cómo B-1 (Figura 9.15) la cual se localiza entre los V's, es equivalente a dos veces un bordo normal si se utiliza un ángulo de 60° en el vértice de la V. En algunos casos, se perfora un barreno adicional perpendicular a la frente siguiendo la línea de B-1 el cual se denomina "barreno rompedor". Este se usa si la fragmentación obtenida con la cuña en V es demasiado grande.
Figura 9-17 Dimensiones de una Cuña en V
216
La figura 9.17 indica la dimensión necesaria para perforar una cuña en V adecuada. Las dimensiones especificas necesarias para cada barreno son tres: (1) la distancia a la cual se coloca la boca del barreno a partir del centro de la frente. (2) El ángulo al cual penetra el barreno dentro del manto rocoso y (3) la longitud de cada barreno en particular. Para poder obtener las dimensiones apropiadas, discutiremos los cálculos para el diseño de una cuña en V.
9.3.5 DISEÑO DE UNA CUÑA EN V
9.3.5.1
DETERMINACION DEL BORDO
El bordo siempre se mide al fondo del barreno y se coloca cómo se muestra en la Figura 9.15. Se comprende que este no es el bordo real exacto y que los barrenos con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la V) tienen un bordo real menor. Esto sin embargo, se hace para simplificar el diseño. Cuando se consideran los errores de barrenación y otros factores, la reducción del bordo real es de hecho beneficioso.
EI bordo se puede determinar usando la misma ecuación que se ha usado con anterioridad
La distancia entre las V's se muestra en la Figura 9.15 cómo B1 y se calcula de la siguiente manera: (9.22) B1 =2B donde: B
=
Bordo (m)
B1
=
Bordo (m)
9.3.5.2
ESPACIAMIENTO ENTRE BARRENOS VERTICALMENTE
217
El espaciamiento vertical entre V's es: (9.23) S= 1.2B donde: S
=
Espaciamiento
(m)
B
=
Bordo
(m)
9.3.5.3
ÁNGULO DE LA V
El ángulo normal del vértice de la V es de 60' aproximadamente. Se han utilizado ángulos de menos de 60° en túneles pequeños y estrechos. Sin embargo, la densidad de carga del explosivo en cada barreno debe incrementarse.
218
9.3.5.4
PROFUNDIDAD DE LA CUÑA O AVANCE (L)
En general, la profundidad de la cuña variará de 28 a un máximo del 50% del ancho del túnel. Los barrenos normalmente no romperán hasta el fondo y se puede asegurar un avance de entre 90 al 95% de la profundidad total de los barrenos.
9.3.5.5
LONGITUD DEL TACO
Los barrenos se cargan normalmente hasta un 0.3B -0.5B de la boca dependiendo de la resistencia de los materiales a ser volados. Las bocas se dejan abiertas o algunas veces se utilizan tapones de barro.
9.3.5.6
BARRENOS DE PISO Y AUXILIARES
Se utiliza el mismo procedimiento de diseño discutido previamente en la cuña quemada.
9.3.5.7
BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)
Se utiliza el mismo procedimiento discutido previamente con la cuña quemada.
9.3.5.8
ÁNGULO DE AJUSTE
Se utiliza el mismo procedimiento que en el diseño de una cuña quemada.
9.3.5.9
CARGADO DE LOS BARRENOS
Es importante que los iniciadores se coloquen en el fondo de los barrenos. La densidad de carga se puede reducir cerca de la boca del barreno cuando se utilizan explosivos encartuchados, en lugar de ANFO cargado neumáticamente. Las reducciones en la densidad 219
de carga pueden comenzar después de que 1/3 del barreno ha sido cargado con la cantidad designada para obtener bordos apropiados.
9.3.5.10 TIEMPO DE DISPARO El tiempo de disparo en una cuña en V debe ser por lo menos de 50 ms entre cada V, cuando éstas disparan una detrás de la otra.
El tiempo de disparo debe diseñarse de tal manera que permita que la roca comience a moverse antes de que disparen los barrenos subsecuentes. Es por esta razón que los retardos mínimos deben de ser de 75 a 100 ms como lo muestra la Figura 9.16.
Ejemplo 9.4 El túnel se excavará en roca caliza con una densidad de 2.6 g/cm3, tendrá una sección de 6 metros de ancho por 4 metros de alto. La carga de explosivo será de una dinamita semigelatina, con una densidad de 1.3 g/cm3 en cartuchos de 32 mm. Diseñe la cuña en V.
1.)
Cálculo del bordo:
2.)
Espaciamiento entre V's (verticalmente)
S = 1.2 B = 1.2 x 0.96 = 1.152 m
3.)
Profundidad de la cuña (L): 220
L = 2 B = 2 x 0.96 = 1.92 m
4.)
Profundidad de barrenación (H):
5.)
Cálculo del taco:
T = 0.5 B = 0.4
221
9.3.6 CUÑAS EN ABANICO Las cuñas en abanico son similares en su diseño y método de operación a las cuñas en V. Ambos deben de crear el alivio al tiempo que los barrenos detonan hacia la cara libre. No existe alivio adicional creado por barrenos vacíos cómo en el caso de las cuñas quemada. Una cuña en abanico clásica se muestra en la Figura 9.18. Las dimensiones se determinan utilizando los mismos métodos y fórmulas de la cuña en v.
Figura 9-18 Cuña en Abanico
9.3.7 METODO DE TUNEL Y BANCO El método de túnel y banco (Figura 9.19) es una combinación de una voladura subterránea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto. La clave del túnel se excava por delante del banco. Cualquiera de las cuñas o voladuras de túnel discutida puede ser utilizada para excavar la clave.
El banco se diseña usando los mismos principios que previamente se han discutido para las voladuras a cielo abierto en los Capítulos 6 y 7,
222
Figura 9-1, Método de Túnel y Banco
Ejemplo 9.5
Se diseñará la voladura de banco para el túnel mostrado en la Figura 9.19. Los barrenos serán cargados con cartuchos de 32mm de dinamita semigelatina con una densidad de 1.3 g/cm3. La roca será una caliza con una densidad de 2.6 g/cm3.
1.)
Bordo:
2.) Taco: T = 0.7 B = 0.7 x 0.96= 0.67 m
3.)
Sub-barrenación:
J = 0.3 B = 0.3 x 0.96 = 0.29 m
223
4.)
Profundidad del barreno:
H = L+J = 7.6+0.29 = 7.89 m 5.)
Tiempo de retardo:
Todos los barrenos se retardan o pueden dispararse cómo corte en v (voladura de banco). Vea el Capítulo 7 para las dimensiones del patrón.
6.) Espaciamiento: Si se retarda la voladura, entonces revise:
S = 1.4 B = 1.34 m
Si se corta en V el espaciamiento es también 1.48 o 1.34 m
Número de hileras:
El número de hileras es normalmente de 3 a 5 dependiendo de la disponibilidad de los retardos de los iniciadores y las especificaciones sobre vibración del proyecto.
8) Número de barrenos por hilera: Se divide el ancho del túnel entre el espaciamiento:
Se utilizarán doce barrenos. El espaciamiento real es:
224
10
VIBRACION Y ONDAS SISMICAS
10.1 ONDAS SÍSMICAS Las ondas sísmicas son ondas que viajan a través de la tierra. Estas ondas representan la transmisión de la energía a través de la capa sólida de la tierra. Otros tipos de transmisión de energía son las ondas sonoras, las ondas de luz y las ondas de radio. Los terremotos generan ondas sísmicas. La ciencia que estudia los terremotos es la sismología; el nombre se deriva de la palabra griega seísmos que significa agitar. Además de las ondas sísmicas generadas naturalmente, existen muchas fuentes de ondas sísmicas usadas por el hombre. Cuando estas ondas sísmicas creadas por el hombre son sensibles, esto es, que se pueden sentir, se les nombra "vibración".
10.1.1
PARAMETROS DE LAS ONDAS
Las propiedades fundamentales que describen el movimiento de las ondas se denominan parámetros de las ondas. Estos se miden y cuantifican cuando se analiza el movimiento de las ondas o vibración. Considérese el movimiento armónico simple ilustrados en la Figura 10.1 y representado por la ecuación:
y = Asen(wt)
donde: y
= Desplazamiento en cualquier tiempo t, medido desde la
línea cero o eje del
tiempo t
=
tiempo
A
=
Amplitud o valor máximo de y
w
=
2πf
T
=
Periodo o tiempo para una oscilación completa o ciclo
f
=
Frecuencia, el número de vibraciones u oscilaciones que ocurren en un segundo, conocido cómo Hertz (Hz)
225
Figura 10-1 Movimiento de las ondas y sus parámetros
El período y la frecuencia son recíprocos, por lo tanto:
(10.11)
La longitud de la onda L es la distancia de cresta a cresta ó de valle a valle. Se mide en metros y es igual al período de la onda multiplicado por la velocidad de propagación V. (10.2) L=VT
10.1.2
PARAMETROS DE VIBRACION
Ya se han discutido los parámetros de las ondas. Los parámetros de la vibración son las propiedades fundamentales del movimiento que se utilizan para describir el carácter del movimiento del suelo. Estos son: desplazamiento, velocidad, aceleración y frecuencia. Al tiempo que una onda sísmica pasa a través de la roca, las partículas de la roca vibran, o se mueven de su punto de reposo. Esto es desplazamiento. Cuando la partícula es desplazada y se mueve, tiene entonces una velocidad y puede ejercer una fuerza, que es proporcional a la aceleración de la partícula. Estos parámetros fundamentales de la vibración se definen a continuación:
226
Desplazamiento: Es la distancia que una partícula del terreno se mueve desde su punto de reposo. Se mide en milímetros. (Desplazamiento = V / 2πf)
Velocidad: La rapidez con la que una partícula se mueve cuando deja su punto de reposo. Empieza en cero, se eleva a un máximo y regresa a cero. La velocidad de la partícula se mide en milímetros por segundo.
Aceleración: Es el rango al cual la velocidad de la partícula cambia. La fuerza ejercida por la partícula que vibra es proporcional a la aceleración de la partícula. La aceleración se mide en fracciones de “g”, la aceleración de la fuerza de gravedad. (g = 2πfV/9810)
Frecuencia: El número de vibraciones u oscilaciones que ocurren en un segundo, designados cómo Herz (Hz).
Los sismógrafos para vibración normalmente miden la velocidad de partícula ya que las normas para determinar daños se basan en la velocidad de partícula. Existen, sin embargo, sismógrafos de desplazamiento y sismógrafos de aceleración. Los sismógrafos de velocidad pueden ser equipados también para integrar o diferenciar electrónicamente las señales de velocidad y producir un registro de desplazamiento o de aceleración. 10.2 ENTENDIENDO LOS INSTRUMENTOS PARA LA VIBRACION
10.2.1
SENSOR SÍSMICO
La función de los instrumentos para la vibración es medir y registrar el movimiento de la tierra cuando vibra. En términos científicos básicos, un sismógrafo está compuesto de un sensor y una grabadora.
El sensor se compone de hecho de tres unidades independientes colocadas en ángulo recto entre ellas. Una unidad está colocada en el plano vertical, mientras que las dos unidades restantes están colocadas en el plano horizontal, perpendicularmente uno de otra. Cada sensor responderá al movimiento a lo largo de su eje. Se necesitan tres para determinar 227
completamente el movimiento del terreno. Las tres unidades se encuentran colocadas en un contenedor cómo se muestra en la Figura 10.2
Figura 10-2 Sensor del Stsm6grafo
10.2.2
SISTEMAS DE SISMOGRAFO
Existen muchos sistemas de sismógrafo, o simplemente sismógrafos disponibles hoy en día, cada uno de los cuales ejecuta la función básica de medir el movimiento del terreno. Las múltiples variaciones son una respuesta a las necesidades, restricciones y avance de la tecnología. Una breve descripción de los principales tipos de sismógrafos será de utilidad. Sismógrafo análogo: es un sistema de tres componentes que produce un registro del movimiento del terreno. Se le llama análogo porque el registro es la reproducción exacta del movimiento del terreno cambiando solamente en el tamaño, amplificándolo o comprimiéndolo. Sismógrafo de cinta: es igual al sismógrafo análogo excepto que sus registros se hacen en una cinta magnética en lugar de producir un registro gráfico. El registro del movimiento del terreno se obtiene al utilizar sistemas de reproducción y una grabadora de gráficas. Sismógrafo de suma de vectores: el sistema convencional consiste de tres componentes perpendiculares entre ellos. La resultante del movimiento del terreno puede ser determinada al combinar los componentes utilizando la relación: (10.3)
228
donde: R
=
Movimiento resultante
V
=
Componente vertical del movimiento
L
=
Componente longitudinal del movimiento
T
Componente transversal del movimiento
Los sismógrafos de suma de vectores llevan a cabo este cálculo matemático electrónicamente; esto es, eleva al cuadrado el valor de cada una de las componentes para cada instante en el tiempo, las sumo y saca la raíz cuadrada de la suma. Entonces produce un registro de la suma de vectores. Sismógrafo de gráfica de barras: es un sistema de tres componentes que difiere en su sistema de registro. En lugar de registrar la forma de la onda del movimiento del terreno en cada instante de tiempo, se registra sólo el movimiento de terreno máximo de los tres componentes en un trazo sencillo o barra cuya magnitud se puede leer de la gráfica del registro. Este es un sistema de registro de muy baja velocidad que puede ser colocado en el lugar de interés y dejado a qué registre por períodos de hasta treinta o sesenta días. Sismógrafo con disparador: es un sismógrafo análogo o de cinta que empieza a registrar de manera automática cuando el nivel de vibración del terreno alcanza un valor predeterminado de operación, lo cual pone a funcionar al sistema. Sismógrafo digital controlado por computadora: el sismógrafo digital comienza a registrar automáticamente cuándo los niveles de vibración del terreno o los niveles de sobrepresión de aire alcanzan el valor predeterminado de operación. La información obtenida puede ser transferida a un disco de computadora, donde puede ser analizada más a fondo en computadoras
IBM
PC
o
compatibles.
El
sismógrafo
normalmente
determinará
electrónicamente la velocidad pico de partícula en todos los trazos, la frecuencia del pico y los niveles de sobre presión de aire. Algunos sismógrafos también generan el espectro de respuesta de Fourier (FFT), hacen comparaciones con estándares conocidos, despliegan los
229
resultados en diferentes idiomas y funcionan ya sea con unidades del sistema métrico o del sistema Americano.
La mayoría de los sismógrafos están equipados con medidores que registran o, con pantallas de cristal líquido que guardan el valor máximo de los componentes de la vibración y los niveles de sonido. Otros sismógrafos están equipados para producir un reporte impreso que contiene gran variedad de información tales cómo los valores máximos para cada componente de la vibración, la frecuencia de la vibración para el valor máximo, la suma de los vectores y el nivel del sonido. La información de la voladura cómo: la fecha, número de voladura, hora del día, ubicación del sismógrafo, el tipo de trabajo y otra información pertinente puede añadirse también al reporte impreso. 10.3 REGISTROS DE VIBRACION Y SU INTERPRETACION
10.3.1
CONTENIDO DEL REGISTRO DEL SISMOGRAFO
Normalmente un registro de sismógrafo mostrará lo siguiente:
Cuatro líneas o trazos que corren paralelos a la longitud del registro. Tres de estos trazos son los trazos de la vibración, mientras que el cuarto es el trazo acústico o trazo del sonido. (Puede no existir un trazo acústico.)
Cada uno de los cuatro trazos tendrá una señal de calibración parA indicar que el instrumento está funcionando apropiadamente.
La línea del Tiempo aparecerá cómo líneas verticales que cruzan el registro completo o pueden aparecer solamente en la parte superior, la parte inferior o en ambos.
Un ejemplo típico de un sismograma, o registro de vibración, se muestra en la figura 10.3. Un trazo de vibración o componente es vertical, los otros dos horizontales. Los componentes usualmente se especifican cómo sigue (figura 10.4)
Vertical
= movimiento hacia arriba y hacia abajo, se designa cómo V 230
Longitudinal o Radial
= movimiento a lo largo de una línea que une la fuente y el punto de
registro, se designa cómo L o R
Transversal = movimiento en ángulos rectos a una línea que une la fuente y el punto de registro, se designa cómo T
Normalmente, el sensor tiene una flecha inscrita en la parte superior. Al apuntar esta flecha hacia la fuente de la vibración los trazos de la vibración siempre ocurrirán en la misma secuencia, con la flecha indicando la componente L, también la dirección del movimiento será consistente de voladura a voladura. El fabricante del instrumento indicará las secuencias apropiadas.
Figura 10.4 Registro de Vibración
Figura 10.4 Componentes de una vibración
231
Cada trazo representa cómo se está moviendo el terreno en esa componente. Si el sismógrafo está midiendo velocidad, entonces cada trazo muestra cómo la velocidad de la partícula está cambiando de instante a instante en esa componente.
De forma similar; si el sismógrafo es un sistema de desplazamiento o un sistema de aceleración, los trazos mostrarán el cambio de instante a instante en éstos parámetros. El trazo acústico muestra cómo el nivel del sonido cambia con el tiempo.
10.3.2
PROCEDIMIENTO DE CAMPO Y GUIA DE OPERACION
La selección del lugar de medición es el primer punto del procedimiento. Este se determina usualmente por una área sensible o con muchas quejas y que necesita revisarse. Si no existe tal problema, entonces coloque el sismógrafo junto a la estructura más cercana, la cual no sea propiedad o esté conectada de alguna manera con la operación. La distancia al sismógrafo siempre deberá ser menor o cuando mucho igual a la distancia a la estructura.
Cuando se trata con residentes o personas en el área afectada por la vibración, el ingeniero debe ser directo y objetivo. Debe enfatizar que el propósito de la medición con el sismógrafo es para proteger sus personas así cómo sus propiedades de los daños por vibración y que el Gobierno Federal ha desarrollado normas para esto.
Coloque el sensor en tierra firme. No lo coloque en:
o Pasto, grama o hierba. o Planchas de concreto sueltas o piedras sueltas, tierra suelta. o Cualquier material suave. o Dentro de una estructura excepto en el piso del sótano. o Concreto o camino conectado a un área de voladuras.
El no observar estas precauciones puede tener cómo resultado lecturas distorsionadas que no son representativas de la vibración del terreno verdadera. 232
Nivele el sensor; algunos sensores tienen burbujas de nivel en la parte superior para este propósito. Otros pueden ser nivelados a ojo.
Asegúrese que el sensor está sólidamente plantado. En algunos casos de gran movimiento del terreno puede ser necesario el cubrir el sensor con una bolsa de arena, clavarlo al terreno (con patas de punta) o excavar un hoyo colocar el sensor dentro y cubrirlo con tierra, de otra manera el sensor puede desacoplarse del terreno y por lo tanto, el registro de vibración no representará la vibración del terreno verdadera. Recuerde que el desplazamiento del terreno es, usualmente, sólo unos cuantos centésimos de milímetro así que no espere ver el desacople de un sensor.
La mayoría de las mediciones de sonido se hacen con un micrófono que se sostiene en la mano. Sostenga el micrófono con su brazo extendido hacia afuera para evitar la reflexión de la onda sónica desde su cuerpo.
Sin importar si el micrófono se usa en un soporte o se sostiene con la mano, no lo coloque frente a una pared. Esto evitará la reflexión del sonido de la pared.
10.3.3
INTERPRETACIONES PRACTICAS
El registro del sismógrafo puede ser usado para mucho más que el obtener la velocidad pico de partícula. Puede ser de mucha ayuda al diseñar la voladura y proveer información al operador de cómo lograr un mejor control de la vibración así cómo para optimizar el uso de la energía de los explosivos para romper la roca. Supongamos que se tiene un registro de sismógrafo que muestra un gran pico en el centro del trazo de la onda. Ese gran pico tiene una velocidad de partícula de 2 pulgadas por segundo (in/s) o 50.8 mm/s. También supongamos que ningún otro pico en el trazo es mayor a 1.0 in/s ó 25.4 mm/s. Ese gran pico 50.8 mm/s está controlando cómo diseñaremos y ejecutaremos nuestras voladuras en el futuro. Lo que cuenta en las voladuras, no es el valor promedio de la vibración, sino el máximo. Por lo tanto, el sentido común nos dirá que: si se puede reducir ese pico de 20 in/s ó 233
50.8 mm/s a 1.0 in/s o 25.4 mm/s, no sólo será mejor para los residentes del área sino que será más económico para el operador.
¿Qué significa este gran pico desde un punto de vista practico? Si éste ocurre en el centro del registro, es una indicación de que algo sucedió, aproximadamente a la mitad de la voladura, que es de una naturaleza inusual. Estos picos en los registros de vibración indican la liberación de energía a lo largo del tiempo. El registro indica que por alguna razón significativa se obtuvo más energía sísmica aproximadamente a la mitad de la voladura. Ahora regresemos a la plantilla de la voladura y determinemos aproximadamente de donde resultó el problema. Quizá podamos encontrar y resolver el problema. Un problema frecuente que ocurre es que si los barrenos están mojados, los operadores no colocan tanta energía en la parte mojada del barreno cómo en un barreno totalmente seco. Esto se debe a que se utiliza producto encartuchado en lugar de, por ejemplo, ANFO a granel. El producto encartuchado de diámetro más pequeño puede no tener tanta energía cómo la carga de ANFO con diámetro mayor y, por lo tanto, el nivel de vibración se incrementará. El cómo se manejen las situaciones con los barrenos mojados puede afectar en gran medida la vibración generada por una voladura.
Otro problema frecuente es la imprecisión en la barrenación. Si un barreno dentro de una plantilla tiene un bordo excesivo al momento en que detona, los niveles de vibración suben. Por lo tanto, el registro del sismógrafo puede utilizarse cómo una herramienta de diagnóstico para determinar donde, dentro de una voladura, ocurrió el problema que ocasiona un nivel de vibración mayor.
De manera ideal, si se ven registros de vibración y se asume que los picos indican la liberación de energía a lo largo del tiempo, el sentido común nos indicará que todos los picos deberán ser casi iguales a lo largo de todo el registro. Si esto ocurre, la energía de los explosivos se está utilizando eficientemente y se está reduciendo la vibración al mínimo.
En el pasado, el esperar que un registro de vibración tuviera picos cosí idénticos habría sido considerado como una solución académica la cual no era práctica en el campo, sin embargo, hoy en día este tipo de registros de vibración se pueden obtener con el uso de tecnología avanzada en voladuras que están bien diseñadas. 234
10.4 FACTORES QUE AFECTAN A LA VIBRACION
10.4.1
FACTORES PRINCIPALES
Existen dos factores principales que afectan el nivel de vibración resultante de una detonación de una carga explosiva. Estos son: la distancia y el tamaño de la carga. El sentido común nos indica que es más seguro estar lejos de una voladura que cerca a ella. El sentido común también nos indica que una carga grande de explosivos será más peligrosa que una carga pequeña.
10.4.2
RELACION CARGA - DISTANCIA
Investigaciones extensivas han llevado a determinar la relación matemática entre el nivel de vibración, el tamaño de la carga y la distancia. El boletín de la Agencia de Minas de EE.UU. (escrito por Nichols, Johnson y Duvalí en 1971) expresa esta relación. La relación es: (10.4)
D V =H a W
b
donde:
V
= Velocidad de partícula esperada (in/s)
W
= Carga máxima de explosivo por retardo (lbs)
D
= Distancia de la voladura al sensor medida en cientos de pies. (Ej., para una distancia de
500 pies, D = 5) H
=
Intersección de la velocidad de partícula
a
= Exponente del peso, de la carga
b
= Exponente del factor de pendiente
Esta relación se conoce cómo la Ley de Propagación ya que muestra cómo cambia la velocidad de partícula con la distancia y el peso de la carga de explosivos. Los valores 235
numéricos de H y de b son ligeramente diferentes para cada una de las componentes. Para las componentes longitudinal y radial, la ley se expresa numéricamente cómo: (10.5)
D Vr = 0.052 0.512 W
−1.63
se pueden hacer las siguientes aproximaciones:
a = 0.512 a 0.5 b = 1.63 a –1.6
Expresar D en pies en lugar de cientos de pies produce una aproximación simplificada de esta relación:
(10.6) D V = 100 W
−1.6
donde:
V = Velocidad de la partícula en Pulgadas / segundo d = Distancia de la voladura al sensor (pies) W = Peso máximo de la carga de explosivo por retardo (lbs)
El Manual para el uso Explosivos Dupont (E.I. Dupont de Nemours & Co.. 1977) da la siguiente relación: (l0.7)
D V = 160 W
−1.6
236
Si se utilizan unidades del sistema métrico (SI), la ecuación de la Agencia de Minas de EU. se expresa cómo sigue:
D V = 714.4 W
−1.6
donde:
PV = Velocidad de la partícula en milímetros / segundo d
= Distancia en metros
W
= Peso de la carga por retardo en kilogramos
La ecuación de Dupont expresada en unidades del sistema métrico (SI) es cómo sigue: D V = 1143 W
−1.6
donde: PV
= Velocidad de la partícula en milímetros / segundo
D
= Distancia en metros
W
= Peso de la carga por retado en kilogramos
10.4.3
ESTIMANDO LA VELOCIDAD DE PARTICULA
Las fórmulas permiten estimar la velocidad de partícula que probablemente resulte de la detonación de un peso de la carga de explosiva dado, a una distancia dada. Obviamente la fórmula de Dupont dará un resultado más alto para la velocidad de partícula esperada. De esto se desprende que, estas fórmulas sirven únicamente cómo guías, y no tienen la intención de dar números exactos.
Los valores de a, b y H los determinan las condiciones de las áreas, el tipo de roca, la geología local, el grosor del descapote y otros factores. Los valores de a = 0.5 y b = 1.6 son aceptablemente cercanos. E valor de H es altamente variable y está influenciados por muchos factores.
237
10.4.4
CONTROL DE VIBRACIONES
Al responsable de las voladuras le gustaría tener medios adecuados y convenientes para controlar las vibraciones. Las fórmulas descritas arriba son los medios para tal control y han llevado al desarrollo de otros técnicas.
10.4.4.1 VOLADURAS RTARDADAS Antes de discutir esas técnicas, debemos de considerar las voladuras retardadas. Con el desarrollo del iniciador de retardo, particularmente los retardos de milisegundos, se desarrolló un método por el cual una carga grande de explosivo puede ser detonada en una serie de cargas pequeñas, en lugar de una sola carga grande. Obviamente, la reducción en el tamaño de la carga se puede obtener con el uso de retardos múltiples. Por ejemplo, el uso de diez retardos reducirá la carga que genera la vibración, a un décimo de la carga original. Considere el siguiente ejemplo: Ejemplo 10.1
Una voladura consta de: 40 barrenos, 120 Kg de explosivo por barreno con una carga total de 4.800 Kg y que se dispara instantáneamente. Se puede calcular nivel de vibración probable a una distancia de 300 metros.
300 V = 714.4 4800
−1.6
= 68.47mm / s
Existe una velocidad de partícula peligrosamente alta, se utilizaron dos retardos para reducir el nivel de vibración. Esto dividió la voladura en dos series o partes de 20 barrenos cada una, con 2,400 Kg por retardo.
238
Si se utilizan dos retardos más MS3 y MS4, reduciendo el número de barrenos por retardo a 10 y la carga por retardo a 1,200 Kg, se puede calcular la velocidad de partícula probable:
De esta manera se puede lograr una reducción significativa en el nivel de vibración con el uso de retardos ¿ Por qué las voladuras retardadas reducen la vibración? La respuesta es bastante sencilla, pero para comprenderla se debe entender la diferencia entre velocidad de partícula y velocidad de propagación¶
10.4.4.2 VELOCIDAD DE PROPAGACION VS. VELOCIDAD DE PARTICULA La velocidad de propagación es más conocida. Es la velocidad a la cual viaja una onda sísmica a través de la tierra desde la voladura al sensor y más allá. El rango general de valores es de 300 a 7.000 m/s. El valor es aproximadamente constante para un área dada.
La velocidad de partícula es bastante diferente. Una partícula de roca vibra en una órbita elíptica alrededor de su punto de reposo. Un ejemplo simple del movimiento de la partícula y su velocidad, es el movimiento de un pescador en un bote. Una lancha rápida que 239
pasa genera una ola la cual pasa por debajo del pescador, causando que su bote oscile hacia arriba y hacia abajo. Este es el movimiento de la partícula. La rapidez a la cuál oscila es la velocidad de la partícula. La velocidad de partícula se mide en milímetros por segundo (mm/s) y es el parámetro que mide el sismógrafo.
Las voladuras retardadas trabajan o reducen la vibración del terreno porque la onda sísmica generada por un retardo ya ha viajado una distancia considerable, debido a su velocidad de propagación, antes de que detone el siguiente retardo. La segunda onda sísmica viaja a la misma velocidad de propagación que la primera y, por lo tanto, nunca puede alcanzarla. De esta manera las ondas sísmicas o vibraciones se separan. La Figura 10.5 ilustra el proceso.
Figura 10-5 Ondas Sísmicas Generadas por una Voladura Retardada
10.4.4.3 DISTANCIA ESCALADA La distancia escalada es un desarrollo posterior de la Ley de Propagación de la Agencia de Minas de los EE.UU. y es una manera práctica y sencilla para controlar la vibración. La distancia escalada se define por la siguiente relación: (10.8)
240
donde: Ds d w
=
= =
Distancia escalada Distancia de la voladura a la estructura (m)
Peso máximo de la carga por retardo (Kg)
La distancia escalada es similar a la distancia normal en que: entre más alto sea el valor, es más segura. Los valores altos (DS > 22.7) indican condiciones de vibración seguras con poca probabilidad de daño, mientras que los valores bajos (DS < 11) indican un peligro mayor con altas probabilidades de daño. La Agencia de Minas de los E.U. propuso una distancia escalada de 22.7 cómo un límite seguro para las vibraciones por voladura. Este es un límite conservador, pero muchas agencias reguladoras están usando una distancia escalada de 27.5 para mayor seguridad.
Utilizando la ley de propagación modificada, pueden calcularse las velocidades de partícula probables para estos valores de distancia escalada.
La distancia escalada se calcula fácilmente a partir de la distancia y el peso de la carga. El operador puede entonces comparar la Ds calculada con el valor de la norma reguladora y hacer un juicio acerca de la seguridad relativa de la vibración. Se proporcionan ejemplos de esto en la tabla 10.1. 241
La formula de la distancia escalada se puede utilizar para calcular distancias seguras para una carga dada, o la carga segura para una distancia dada, utilizando el valor regulador especificado. A continuación se dan ejemplos de estos cálculos. Tabla 10.1 DATOS DE VIBRACIÓN
Ejemplo 10.2
Normalmente, una cantera utiliza una carga de 200 Kg por retardo. Está comenzando un nuevo desarrollo habitacional a una distancia de 360 metros ¿ Cumple la cantera con la norma?
¿Qué peso de la carga hará que la cantera cumpla con la norma?
Cualquier carga por retardo con un peso de 171 Kg o menos cumplirá con la norma.
242
La cantera está considerando el pedir un cambio en la norma ya que no puede disparar de manera efectiva con menos de 200 Kg por retardo. ¿ Cuál será la distancia que cumpla con la norma?
Entonces la cantera pide que los edificios del desarrollo habitacional se construyan 29 metros más atrás.
10.4.4.4 DISTANCIA ESCALADA AJUSTADA Una norma de distancia escalada puede representar condiciones bajo las cuales no se pueda realizar un proyecto donde haya voladuras. Si esto sucede, existen varios métodos para ajustar la distancia escalada a niveles que sean seguros. Esto debe verificarse con mediciones hechas con un sismógrafo.
10.4.4.4.1 GRAF. DE VELOCIDAD ESCALADA – PARTICULA Este método involucra las mediciones sísmicas sumadas a los cálculos de los valores de la distancia escalada obtenidos de los datos de la voladura.
Los datos se trazan en una gráfica logarítmica con la velocidad de la partícula en el eje vertical y la distancia escalada en el eje horizontal. Para que sea efectiva, debe haber una variedad de datos con valores altos y bajos. Esto se puede lograr de manera sencilla al colocar el sismógrafo a distancias cada ver mayores en voladuras sucesivas.
Se trazan los datos en la gráfica, un punto para cada par de velocidad de partícula y distancia escalada. Cuando todos los puntos se han trazado, se dibuja una línea recta o envolvente en la gráfica de manera que todos los puntos se encuentren por debajo de la línea. No es necesario mucha exactitud (Figura 10.6).
243
Una vez que se han ubicado los puntos y se ha trazado la envolvente, se puede leer un valor de trabajo de la distancia escalada en la gráfica utilizando este procedimiento: comience con la escala de la velocidad de partícula en la velocidad que especifica la norma, por ejemplo: 25.4 mm/s; dibuje una línea horizontal cruzando la gráfica hasta que intersecte la línea envolvente; en el punto de la intersección, dibuje una línea vertical hacia abajo hasta el eje de la distancia escalada; el punto en el cual toque el eje de la distancia escalada, será el valor de trabajo para la distancia escalada. Este valor asegurará que las velocidades de partícula generadas por las voladuras serán menores a 25.4 mm/s.
Si el valor especificado en la norma para la velocidad de la partícula es diferente a 25 mm/s cómo 50 mm/s o 12 mm/s, entonces comience en el valor apropiado de la norma y proceda de la misma manera utilizando la Figura 10.6.
Por ejemplo, para una velocidad de partícula de 25 mm/s el valor de trabajo para la distancia escalada que se lee en la gráfica es Ds = 9. Este valor puede usarse ahora para calcular el peso de la carga y las distancias a las cuales se producirán vibraciones menores a 25 mm/s.
Tanto cómo para el promedio cómo para el método de velocidad distancia escalada, se deben seguir añadiendo los datos nuevos que se van obteniendo con el paso del tiempo. Se debe añadir un factor de seguridad al valor ajustado de Ds. Si el valor ajustado es 9, el uso de un valor de 10 es un factor de seguridad.
244
Figura 10-6 Velocidad de Partícula vs. Distancia Escalada
10.4.4.5 CALIBRACION DEL TERRENO La calibración del terreno debe hacerse siempre que se entre en un área nueva o que se comience un proyecto nuevo.. Los dos factores principales que afectan el nivel de vibración son el peso de la carga y la distancia. Además, el tipo de roca, la densidad de la roca, la presencia o ausencia de estratos en la roca, la pendiente de los estratos, la naturaleza del terreno, las condiciones de los barrenos, la presencia o ausencia de agua, todos se combinan para influenciar la transmisión de la vibración. El modo más simple de evaluar estos factores es por la observación de los niveles de vibración generados. Esto se llama calibración del terreno o del área.
La calibración del terreno puede ser complementada con una gráfica logarítmica de distancia escalada - velocidad de partícula utilizando los datos de una serie de voladuras cómo ya se ha explicado. Un mínimo de cinco voladuras servirá cómo comienzo, con la adición de más datos, a medida que se efectúan y registran más voladuras. El método sintetiza los muchos factores que afectan a la transmisión de la vibración y le permite al operador determinar un valor de trabajo seguro para la distancia escalada. Una ver que se ha determinado adecuadamente la distancia escalada, todas las voladuras deberán generar niveles de vibración menores que la velocidad de partícula correspondiente.
10.4.4.6 FACTORES QUE TIENEN EFECTO SOBRE LA VIBRACION
245
Si las operaciones con voladuras se realizaran con un 100% de eficiencia, sería de esperar que si el mismo tipo de voladura se ha hecho muchas veces, se obtendría cómo resultado la misma velocidad de partícula. De la sección anterior resulta obvio que existe una gran variación en los niveles de vibración aún cuando se haga la misma cosa cada vez. No es poco común que dos voladuras que teóricamente han sido diseñadas idénticamente, tengan un desempeño bastante diferente en el campo. Esto resulta especialmente confuso cuando dos voladuras se encuentran adyacentes en lo que aparentemente es un macizo rocoso uniforme y las vibraciones se miden en una estructura en particular, a unos cuantos cientos de metros de las voladuras. Parecería que la vibración debiera ser muy similar ya que la energía ha recorrido casi el mismo camino a través de la tierra, desde el área de la voladura hasta la casa. Entonces ¿ Por qué existe una diferencio tan grande en la vibración de las voladuras? ¿ Cómo cambian las frecuencias de voladura a voladura? Existen muchos factores que tienen efecto sobre la transmisión de la vibración. Una lista de estos factores se da a continuación:
FACTORES QUE TIENEN EFECTO SOBRE LA VIBRACIÓN
Bordo
Número de reforzadores
Espaciamiento
Composición del detonador
Sub-barrenación
Reforzadores
Profundidad del taco
Factores geológicos
Material del taco
Número de barrenos por hilera
Altura del banco
Número de hileras
Número de tacos intermedios
Tipo de iniciador
Geometría de la carga
Retardo de hilera a hilera
Longitud de la columna de explosivo
Retardos dentro del barreno
Tipo de roca
Precisión del iniciador
Propiedades físicas de la roca
Distancia a la estructura
Energía del explosivo
Ángulo de la cara con respecto a la estructura
Energía real aportada
La lista de arriba indica la importancia de la ejecución de un diseño de voladura en el campo. Los cambios en el bordo, espaciamiento, taco, longitud de la columna de explosivo, 246
número de hileras, número de barrenos y tipos de retados pueden cambiar la vibración generada. La ejecución precisa del diseño de la voladura con poca tolerancia y desviaciones en el diseño de barreno a barreno, pueden reducir drásticamente la vibración. Los registros de vibración pueden comenzar a parecerse uno a otro si se controla la variabilidad en los parámetros de diseño.
247
11
NORMAS DE VIBRACION PARA VOLADURAS
11.1 DESARROLLO DE LAS NORMAS Las siguientes normas de vibración son el resultado de más de 70 años de investigación y estudio hechos por científicos reconocidos. La primera investigación significativa la inició la Agencia de Minas de los EE.UU. (USBM) en 1930 y culminó en 1942 con la publicación del Boletín 4421 Efectos Sísmicos de las Voladuras en Canteras. Este y otros programas serán descritos brevemente.
Thoenen y Windes, Seismic Effects of Quarry Blasting, USBM, Boletín 442, 1942.
Índice de Aceleración
Zona segura
=
menos de 0.1 g
Zona de precaución
=
entre 0.1 y 1.0 g
Zona de daño
=
mayor a 1.0 g
Crandell, FJ. Ground Vibration Due to Blasting and its Effect Upon Structures. Revista de la Sociedad de Ingenieros Civiles de Boston, 1949.
(11.1)
donde: a
-
Aceleración (ft/s2)
f
=
Frecuencia (Hz)
Zona segura Zona de seguridad = Zona de Daño
= ER menor a 3 ER entre 3 y 6 = ER mayor a 6
248
La relación de energía tiene la dimensión de velocidad y un ER igual a 1 es equivalente a una velocidad de partícula de 48.3 mm/s.
Langefors, Westerberg y Kihlstrom, Ground Vibration in Blasting, Partes I a III, Revista Fuerza del Agua, 1958.
Índice de Velocidad Sin daño
menos de 2.8 in/s ó 7l.l2 mm/s
Fisuras capilares
4.3 in/s ó l09.22 mm/s.
Agrietamiento
6.3 in/s ó 160.02 mm/s
Agrietamiento severo
9.l in/s ó 23l.l4 mm/s
Edwards y Northwood, Experimental Blasting Studies on Structures, Consejo Nacional de lnvestigación, Ottawa, Canadá, 1959.
Índice de Velocidad Zona segura -
Menos de 2.0 in/s ó 50.8 mm/s
Zona de daño
-
4.0 a 5.0 in/s ó 101.a 127 mm/s
Nichols, Johnson y Duvall, Blasting Vibration and Their efects on Slructures. USBM. Boletín 6561 1971
Índice de Velocidad
Zona segura Zona de daño
menos de 2.0 in/s ó 50.8 mm/s mayor que 2.0 in/s ó 50.8 mm/s
Además del propio trabajo de la USBM, el Boletín 656 es también una síntesis del trabajo de otros muchos investigadores. La velocidad de la partícula se considera la mejor medida del potencial de daño. El criterio de la vibración segura se especificó en el Boletín 656 de la siguiente manera:
249
El criterio de la vibración segura se basa en la medición de componentes individuales, y si la velocidad de partícula de cualquier componente excede 2 in/s ó 50.8 mm/s, es muy probable que ocurran daños.
Daño significa el desarrollo de fisuras capilares en el yeso. Muy pronto, la velocidad de partícula de 2 in/s o 50.8 mm/s, se conoció cómo el Límite Seguro. Muchas normas fueron y siguen siendo basadas en este valor. Los siguientes son niveles adicionales de vibración basadas en los resultados de otros estudios utilizados en el Boletín 656:
Umbral de daño (4 in/s o 101.6 mm/s) - grietas viejos que se obren - formación de grietas nuevas desalojamiento de objetos sueltos
Daño menor (5.4 in/s o 137.16 mm/s) yeso caído ventanas rotas fisuras capilares en mampostería estructura sin debilitamiento
Daño mayor (7.6 mis o 193.04 mm/s) fisuras grandes en mampostería falla de las paredes de soporte de la cimentación debilitamiento severo de la estructura
La zona de daño severo se correlaciona razonablemente bien con el nivel de principio de daños de los terremotos naturales.
11.1.1
CRITERIO RECIENTE DE DAÑOS
En 1980, la USBM reportó su investigación más reciente sobre minería de superficie en el RI. 8507 (Siskind, et al), se encontró que: la resonancia estructural en respuesta a la vibración de 250
baja frecuencia del terreno, que resultaba en un incremento en el desplazamiento y los esfuerzos es un serio problema.
Esto volvió a introducir la dependencia del daño en la frecuencia. Antes de esto, el límite seguro de la velocidad de partícula era independiente de la frecuencia. También, las mediciones se hacían dentro de las estructuras en lugar de hacer sólo las mediciones del terreno. Las mediciones en el interior parecen bastante lógicas y razonables, pero los datos de investigaciones previas en vibración estructural produjeron resultados muy pobres, de aquí el énfasis de las mediciones del terreno.
El umbral de daños utilizado en el RI 8507 se especificó cómo el daño cosmético del tipo más superficial, el agrietamiento interior que se desarrolla en todas las casas, independientemente de las voladuras.
El nivel de vibración seguro se definió cómo el nivel con poca probabilidad de producir agrietamientos interiores u otros daños en residencias.
Los niveles de vibración seguros cómo los especifico el RI 8507 se dan en la Tabla 11.1. Estos criterios se basan en un nivel de confianza de 95% o comúnmente referido cómo 5% de probabilidad de daño. Tabla 11.1 Velocidad Pico de Partícula Segura para Estructuras Residenciales (RI 8507)
Tipo de Estructura < 40 Hz
> 40 Hz
Hogares modernos - interiores de Tabla roca
19.05 mm/s
50.8 mm/s
Hogares antiguos - interiores de yeso sobre listones de madera
12.07 mm/s
50.8 mm/s
Estos niveles de vibración seguros representan un enfoque conservador del daño y han sido objetos de una intensa crítica por parte de la industria de las voladuras. 251
Figura 11-1 Niveles de Vibración Seguros (RI 8507)
11.1.2
CRITERIO ALTERNO DE VOLADURA
El RI 8507 proponía también un criterio alterno de voladura utilizando una combinación de criterios de desplazamiento y velocidad aplicada sobre varios rangos de frecuencia. Estos criterios alternos se muestran en la Figura 11.2
Este criterio que utiliza ambos, desplazamiento y velocidad, sobre los rangos de frecuencia respectivos no han sido aceptados por todos los afectados. La instrumentación requerirá la capacidad de leer tanto el desplazamiento cómo la velocidad de modo que puedan cubrir todos los rangos. Esto indica el torrente de preguntas que existían acerca de las normas de vibración segura y que aún hoy en día existen.
El problema se asocia con el concepto de que es lo que realmente constituye un daño por vibración. El tipo de agrietamiento más superficial defendido en el RI 8507, aunque no ha de ser condonado, es apenas una guía realista para el control. El limitar la vibración a un nivel con una probabilidad baja de producir el tipo más superficial de agrietamiento le costará a la industria una cantidad inimaginable de dinero. ¿ Cuál es la alternativa? Los daños con esta descripción, si es que ocurre, se podrían manejar a través de pólizas de seguros. 252
Figura 11.2 Criterio Alterno de Voladura Fuente: RI 8507. Agencia de Minas de EU.
Una consideración importante que hay que notar es que probablemente no hay un límite menor más allá del cual no ocurrirá el daño, ya que siempre habrá estructuras cercanas al punto de fatiga debido a los esfuerzos ambientales normales. No es inusual leer acerca de una estructura que se colapsó sin razón aparente.
En el RI 8896, 1984. "Efectos de Voladuras Repetidas sobre una Casa con Marcos de Madera". USBM, se indica que las fisuras cosméticas ocurrieron durante la construcción de una casa de prueba y también durante períodos cuando no se detonaron voladuras. Después se notó que la actividad humana, la temperatura y los cambios de la humedad causaron esfuerzos equivalentes a una velocidad de partícula del suelo de 30.5 mm/s a 76.2 mm/s.
11.1.3
NORMAS DE LA OFICINA DE MINERÍA DE SUPERFICIE
La Oficina de Minería de Superficie (OSM), cuando preparaba sus normas, modificó los criterios propuestos por la USBM basados en contrapropuestas que recibieron y que 253
contenían estándares menos rigurosos, similares al criterio alterno de voladuras de la USBM. Reconociendo una dependencia de la frecuencia para la vibración asociada con la distancia, la Oficina de Minería de Superficie presentó su norma de la siguiente manera: Tabla 11.2 Límites de Vibración Requeridos. Oficina de Minería de Superficie
Distando desde el sitio Velocidad Pico de Partícula Factor de Distancia Escalada para de las Voladuras (m)
Máxima Permitida (mm/s)
Aplicarse sin Monitoreo sísmico
0 a 91
31.8
22.7
91 a 1524
25.4
25.0
más de l524
19.0
29.5
Esta tabla combina los efectos de la distancia y de la frecuencia, en distancias cortas, predomina la vibración con alta frecuencia. En distancias más grandes, la vibración de alta frecuencia se ha atenuado o disipado y predomina la vibración de baja frecuencia. Los edificios tienen características de respuesta de baja frecuencia, entrarán en resonancia y pueden resultar con daños. Por lo tanto, para distancias grandes se ordena una velocidad pico de partícula más baja, 19 mm/s. y una distancia escalada mayor Ds = 29.5. En las distancias más cortas se permite una velocidad pico de partícula más alta, 31.8 mm/s. y una distancia escalada menor, Ds = 22.7.
Los valores del desplazamiento y la velocidad y los rangos de frecuencia sobre las cuales se aplica cada uno, tal y cómo los especifica la Oficina de Minería de Superficie, se muestran en la Figura 11.3 La figura 11.3 también compara la misma vibración con los estándares inglés, alemán y francés
254
Figura 11 -3a Comparación ente las Estándares Británicos y de EUA
255
Figura 11 -3b Estándares Alemán y Francés
11.1.4
FRECUENCIAS De VIBRACION CARACTERÍSTICAS
La USBM en el RI 8507 hacía una distinción de las frecuencias asociadas con las voladuras en las minas de carbón, las voladuras de canteras y las voladuras de construcción. Las voladuras de las minas de carbón producían las frecuencias más bajas, seguían las voladuras de las canteras y por último las voladuras de construcción las cuales producían las frecuencias más altas. Esto se muestra gráficamente en la figura 11.5
Aunque a estas frecuencias se les llama de mina de carbón, de cantera y de construcción las diferencias se deben al tamaño de las voladuras, a la distancia ya las 256
propiedades de la roca que son características de cada operación. La distancia es probablemente el factor más importante ya que la vibración de baja frecuencia aparecerá en cualquier registro de voladura, si la distancia es lo suficientemente grande. La vibración de alta frecuencia se atenúa rápidamente ya que requiere de mucha más energía que la vibración de baja frecuencia, la energía requerida varía cómo el cuadrado de la frecuencia. Debido a esto, la vibración de baja frecuencia se propaga a grandes distancias.
Figura 11-4 Criterio Alterno de Niveles de Voladura de la OSM (modificado de la figura 11.2, RI 8507, de la USBM)
11.1.5
ANALISIS DE ESPECTRO
El análisis de espectro es un método para analizar el contenido de frecuencia de un registro de vibración. El registro del movimiento del terreno es referido cómo un registro con dominio del tiempo. Este registro con dominio del tiempo es digitalizado, normalmente a intervalos de un milisegundo, después de lo cual, los datos digitalizados de la voladura se someten a un análisis de Fourier por medio de una computadora. Se dice que ahora los datos están en el dominio de la frecuencia. Este espectro muestra los niveles de vibración asociados con cada frecuencia.
257
La figura 11.6 muestra un registro de vibración en el dominio del tiempo y la gráfica del dominio de la frecuencia resultante después del análisis de Fourier. Esto está tomado del RI 8168. Siskind et al, 1976.
Figura 11-5 Frecuencias de Voladuras de una Mina de Carbón, Cantera y Construcción (RI 8507)
Figura 11-6 Análisis de espectro (RI 8169)
258
11.1.6
ESPECTRO DE RESPUESTA
El espectro de respuesta es una metodología en la cual se puede estimar matemáticamente la respuesta de la estructura ante una vibración dada. Tipos diferentes de voladuras generan espectros de frecuencia diferentes. Por ejemplo, las voladuras en cantera y construcción generan frecuencias más altas que las voladuras de la minería. Una estructura dada responderá de manera diferente a cada una de las diferentes frecuencias de voladura. Las estructuras también difieren entre sí, de manera que dos estructuras pueden responder en forma diferente a la misma voladura.
Una estructura se considera cómo un oscilador amortiguado, con una frecuencia específica de vibración (período natural de oscilación). La ecuación del movimiento para este oscilador amortiguado se programa en una computadora. Los datos digitalizados de un registro de voladura se alimentan a la computadora, (que contiene los datos de la estructura) la cual calcula la respuesta estructural o desplazamiento para cada parte de los datos digitalizados. El desplazamiento máximo que ocurre así cómo la frecuencia asumida constituyen un sólo punto (frecuencia, desplazamiento) de la curva del espectro de respuesta.
El proceso se repite para frecuencias adiciónales y cada frecuencia, con su desplazamiento máximo, es un punto adicional para la curva del espectro de repuesta. Cuándo todas las frecuencias y sus respectivos desplazamientos han sido graficados y se unen los puntos, el resultado es la curva del espectro de respuesta. La curva del espectro de respuesta es una curva de desplazamiento relativo. Se puede convertir a una curva de espectro de respuesta de velocidad relativa multiplicándola por 2πf.
El análisis del espectro de respuesta es importante porque se puede estimar la respuesta de la estructura ante varias frecuencias aplicadas, anticipando con esto y eliminando de manera alentadora los problemas antes de que éstos surjan.
259
11.1.7
VIBRACION A LARGO PLAZO Y FATIGA
La vibración por voladura es un fenómeno de corto plazo. La pregunta acerca de los efectos a largo plazo de la vibración por voladuras continuas, surge con frecuencia cómo un punto de preocupación. Estos efectos se pueden incluir tanto con los efectos causados por el hincado de pilotes y por ciertas actividades industriales recurrentes. Generalmente, los efectos son vibraciones de nivel relativamente bajo, los cuales individualmente caen por debajo de los niveles recomendados de vibración segura y no se consideran cómo potencialmente dañinos.
No existe mucho información disponible en este tema, el cual generalmente no se toma cómo un problema importante. Obviamente, si éste fuera un problema significativo, habría muchas demandas por daños y una alerta generalizada.
11.1.7.1 LA PRUEBA DE WALTER Una investigación hecha por Walter en 1961 utilizó vibración continua generada por impacto en una estructura por veinticuatro horas al día, durante un período de trece meses aproximadamente. La estructura era una habitación ordinaria de 8 x 8 x 8 pies y con muros de tablarroca. El vibrador estaba montado en el techo, generando movimiento el cual era transmitido a toda la estructura y el área circundante.
La frecuencia natural de los paneles de la pared era de 12.5 Hz y el del panel del techo era de 60 Hz. Las frecuencias de la vibración que se midieron en los paneles de las paredes estuvieron en el rango de 10 a 18 Hz. Con una velocidad de partícula en el rango de 1.27 a 4.06 mm/s.
El tiempo total de vibración fue del orden de treinta millones de segundos. No resultaron efectos notorios debido a esta vibración extendida. Se concluyó que la vibración de bajo nivel aún cuando se encontrara en el rango de respuesta de frecuencia natural de la estructura, tiene un potencial para causar daños prácticamente nulo.
260
11.1.7.2 PRUEBAS CERL El Cuerpo de ingenieros del ejército de EE.UU. a través del Laboratorio de Investigación de Ingeniería civil (CERL) llevó a cabo una prueba de fatiga para la Oficina de Minas de EE.UU. utilizando una mesa vibratoria biaxial en la que se montó una habitación residencial típica de 8 x 8 x 8 pies. La mesa vibratoria se programó con una componente horizontal y la componente vertical de una voladura de cantera del Boletín 656, donde las frecuencias predominantes eran 26 y 30 HZ respectivamente.
Los niveles de la prueba de vibración eran: 2.54, 12.7, 25.4, 50.8, 101.6, 203.2 y 406.4 mm/s. Cada uno de estos niveles se corrió en series varias veces empezando con 1 corrida, después 5 corridas, 10, 50, 100 y 500 corridas, inspeccionando la estructura después de cada serie. Ningún daño ocurrió hasta la sexta corrida a 101.6 mm/s. Esta sexta corrida fue precedida por 2669 corridas anteriores sin ningún daño. De hecho, hubo 666 corridas a 50.8 mm/s y 5 a 101.6 mm/s sin daño alguno. Es significativo notar que cuando ocurrió el daño éste ocurrió a una velocidad que excede los 50.8 mm/s.
11.1.7.3 PRUEBAS DE KOERNER Koerner probó bloques de paredes de mampostería a una escala 1/10 con frecuencias resonantes. La tabla del material se observó después de aproximadamente 10.000 ciclos con velocidades de partícula de 30.5 a 50.8 mm/s. Pruebas posteriores en bloques de parea con escala de 1/4 mostraron agrietamientos después de 60.000 a 400.000 ciclos a una velocidad de partícula de 43 a 49.5 mm/s.
Estos estudios muestran que los efectos de fatiga tales cómo el agrietamiento pueden ocurrir a niveles de vibración que son relativamente altos.
261
11.1.8
EFECTOS DE LA VIBRACION
Las grietas producidas en las estructuras por terremotos naturales, que son efectos de baja intensidad, tienen una forma característica llamada la grieta en X o grieta de vibración. Estas grietas resultan del hecho de que la parte superior de una estructura, debido a su inercia, se queda rezagada. La estructura se deforma de un rectángulo regular a un paralelogramo, con una de sus diagonales alargada y la otra comprimida. Si el alargamiento excede la resistencia del material, éste fallará produciendo una grieta por tensión. Al tiempo que la vibración del terreno regresa, sucederá la misma deformación a la inversa, con las diagonales opuestas alargadas y comprimidas con la posible formación de otra grieta por tensión. Cuando ambas grietas ocurren forman una grieta en forma de X. La Figura 11.6 ilustra el proceso. Si éste ocurre, la grieta en X seguramente será asociada a las voladuras.
Figura 11-7 Grieta en Forma de X debido a la Vibración
11.1.8.1 EFECTOS DIRECCIONALES DE LA VIBRACION La energía que viaja hacia afuera de la fuente en una voladura, medida en términos de vibración del terreno y velocidad de partícula, se mueve en todas direcciones alegándose de la fuente. Si la tierra transmitiera la vibración de la misma manera en todas direcciones y si todos los otros factores permanecieran constantes, entonces, teóricamente, los niveles de vibración serían iguales a la misma distancia y en cualquier dirección desde una voladura. Desgraciadamente, en condiciones de trabajo reales, la transmisión de la vibración no es ideal debido a los cambios en la estructura de la tierra. La vibración se transfiere en forma diferente en direcciones diferentes. La estructura geológica, las juntas y fallas, cambiarán los niveles de vibración y la frecuencia en las diferentes direcciones desde la fuente. Otros factores que 262
tienen que ver con el diseño del patrón de tiempos de la voladura contribuyen también a estos efectos direccionales de la vibración.
En el pasado, era una práctica común hacer el registro en un punto atrás de las voladuras en la estructura más cercana ya que se asumía que el nivel más alto de la vibración sería en esta dirección. Las recomendaciones para hacer los registros han cambiado y las investigaciones muestran que los niveles de vibración más altos son, comúnmente, no detrás de las voladuras, sino a los lados. En particular, los niveles de vibración comúnmente son más altos en la dirección en la cual están disparando los retardos. Por ejemplo, a una voladura se dispara con el primer barreno del lado izquierdo de la plantilla y los retardos van disparando hacia el lado derecho, entonces en dirección hacia el lado derecho de la plantilla es donde será más factible encontrar los niveles de vibración más altos.
Para poder calibrar el terreno y determinar las características específicas de transmisión del sitio, se recomienda que se utilicen por lo menos dos sismógrafos cuando se efectúen voladuras en las proximidades de estructuras. Un sismógrafo se coloca en un extremo de la voladura y el otro en un ángulo de 90 grados con respecto al primero. Por ejemplo, en la parte de atrás de la voladura. Después de que se completen las voladuras de prueba y se conozcan las características de transmisión, el segundo sismógrafo puede ser innecesario ya que el terreno ha sido calibrado y los niveles de vibración en una dirección pueden ser relacionados con los niveles de vibración en la otra dirección.
11.1.8.2 EFECTOS NO DAÑINOS La vibración que produce daños ocurre esporádicamente, pero otros muchos efectos ocurren, los cuales resultan desconcertantes y alarmantes para los personas que sienten y oyen la vibración. Algunos de estos efectos son:
o Las paredes y pisos vibran y hacen ruido. o Las tuberías y ductos pueden cascabelear; o Los objetos sueltos, platos, etc. pueden cascabelear. o Algunos objetos pueden deslizase en una mesa o estante y pueden caer. 263
o Los candiles y los objetos que cuelgan pueden mecerse. o El agua puede formar olas y oscilar. o El ruido dentro de una estructura se amplifica por encima del ruido exterior. o La vibración resulta muy molesta para los ocupantes.
11.1.8.3 CAUSAS DEL AGRIETAMIENTO DIFERENTE A LAS VOLADURAS El agrietamiento es un suceso normal que ocurre en las paredes y los techos de las estructuras, sus causas son múltiples, varían de una mala construcción a los esfuerzos ambientales normales tales cómo los esfuerzos por temperatura, viento etc. Ya en 1927 la revista The Small Home, publicada por Architects' Small House Servíce Bureau de los Estados Unidos, dio una lista de razones para el desarrollo de grietas, en dicha lista se incluían las siguientes causas:
o Construir una casa sobre una colina. o Omisión al no hacer las zapatas lo suficientemente anchas. o Omisión al no construir las zapatas por debajo de la línea de congelación. o No hacer el ancho de las zapatas proporcional a las cargas que soportan. o No proveer a los postes del sótano con zapatas aisladas. o No construir una base arriba del nivel del piso del sótano para el apoyo de postes de madera. o Utilizar una cantidad insuficiente de cemento en el concreto. o Arena o grava sucia utilizada en el concreto. o No prevenir que las vigas y umbrales (de madera) de puertas se pudran con la humedad. o Colocar las viguetas del suelo sobre mampostería en un lado y sobre madera en el otro. o El uso de vigas de madera para soportar mampostería encima de aberturas. o Permitir que trabajos de mortero, yeso o concreto se congelen antes de fraguar. o Paredes de madera sin abrazaderas. o Omitir el revestimiento en las paredes de madera. o No desalojar las aguas pluviales de la cimentación. 264
o No reforzar las viguetas del piso. o Postes de soporte demasiado pequeños. o Vigas de soporte demasiado livianas. o Omitir el relleno en los pisos. o No enmarcar las paredes de madera para igualar los encogimientos. o Malos materiales utilizados en los trabajos de yeso. o Yeso aplicado demasiado delgado. o Colocar los listones de refuerzo muy cerca. o Colocar los listones de refuerzo detrás de los montantes en las esquinas. o Omitir los refuerzos metálicos en el yeso de las esquinas. o Omitir el listón metálico donde las paredes de madera se juntan con mampostería. o Omitir el listón metálico en claros grandes del techo. o Aplicar directamente el yeso sobre la mampostería del tiro de la chimenea. o Aplicar el yeso sobre listones demasiado secos. o Demasiado cemento en el estuco. o No curar el estuco. o No drenar el subsuelo alejando el agua de las paredes. o No fijar adecuadamente la primera capa de yeso a la superficie posterior. o Colocar las viguetas del suelo demasiado alejadas. o Dejar demasiado claro en las vigas de madera entre los postes. o Omitir el uso de viguetas dobles en claros sin soporte. o Utilizar pocos clavos. o Omitir los puntales en claros amplios de estructuras de madera.
Publicado en el Monthly Service Bulletin 44 de la Architects' Small Hause Service Bureau de los Estados Unidos.
265
11.2 SENSIBILIDAD A LA VIBRACION Los seres humanos son especialmente sensibles a la vibración. Si no fuera así, el problema de la vibración apenas existiría. La tecnología de explosivos actual asegura que la mayoría de las operaciones se conduzcan de manera segura. En relativamente pocos casos hay una probabilidad de daño significativa.
Ya que la vibración se siente en prácticamente todos los casos, la reacción a esta sensación es una de curiosidad, preocupación y hasta miedo. Por esto, es importante comprender algo acerca de la respuesta humana a la vibración que depende de los niveles de vibración, frecuencia y duración. Además de estos factores físicos, es importante tener en cuenta que la respuesta humana a la vibración es un fenómeno altamente subjetivo.
La respuesta humana ha sido estudiada por muchos investigadores. Una de las primeras investigaciones fue hecha por Reiher y Meister, en Berlín en 1931. Otras investigaciones fueron realizadas por Goldman, 1948. y Wiss y Parmelee en 1974. Una combinación de los resultados de estos investigadores se presentó gráficamente en el RI 8507 de la Oficina de Minas de EU, Siskind, et al, 1980. Esta combinación se representa en la Figura 11.7.
Las curvas de respuesta humana son todas similares y altamente subjetivas en el sentido de que la respuesta es una mezcla de factores fisiológicos y psicológicos individuales a cada persona. Basado en estas curvas, se puede diseñar un conjunto muy sencillo y práctico de respuestas humanas, de la siguiente manera.
La vibración es un hecho de la vida diaria que se experimenta con regularidad pero de la que rara vez se es consciente. A este tipo de vibración se le ha designado cómo vibración cultural. Generalmente, no provoca ninguna reacción de la persona afectada.
Otra vibración que contrasta bruscamente, ya que no es parte de la vida diaria sino inusual, se ha designado cómo acultural. Sorprende a la persona, es molesta y causa una conciencia aguda.
266
Tabla 11.3 Respuesta Humana Respuesta
Velocidad De Partícula
Desplazamiento a 10 HZ
Desplazamiento a 40 Hz
Notable
0.508 mm/s
0.008 mm
0.002 mm
Molesta
5.08 mm/s
0.08 mm
0.02 mm
Severa
17.8 mm/s
0.28 mm
0.07 mm
Figura11.8 Respuesta Humana a la Vibración (RI 8507)
Algunos ejemplos de vibración cultural y acultural se listan a continuación:
267
VIBRACIÓN CULTURAL
Automóvil Tren ligero Casa familiar Planta industrial u oficina Aeroplanos
Denominador común No hay reacción
VIBRACION ACULTURAL
Voladuras Hincado de pilotes Maquinaria de impacto Martillo hidráulico Planta de fundición
Denominador común: Las personas reaccionan porque estas vibraciones son desconocidas y perturbadoras
Las voladuras son definitivamente aculturales para el individuo promedio. La sorpresa y el miedo asociados con ellas comienzan a niveles mucho más bajos que el nivel de daño para las estructuras.
268
11.3 EFECTOS DE LAS VOLADURAS EN POZOS DE AGUA Y ACUÍFEROS
11.3.1
ACUÍFEROS
Un acuífero es una formación rocosa con suficiente porosidad y permeabilidad para permitir el almacenamiento de agua y el flujo de ésta a través del sistema. La carga del acuífero proviene del agua de las precipitaciones pluviales que se filtran por la roca porosa debajo de la superficie. Por esto, los acuíferos se ven íntimamente afectados por la cantidad de lluvia y las condiciones del temporal. El límite de la superficie del agua se conoce como el nivel freático.
Un pozo es una abertura hecha por el hombre o un hoyo perforado desde la superficie hacia abajo hasta adentro del acuífero a cierto profundidad por debajo del nivel freático. El nivel del agua en el pozo es el mismo que el nivel freático. Durante la temporada de estío el nivel freático baja y los pozos con poca penetración dentro del acuífero pueden secarse. Cuando el acuífero se recarga, el pozo volverá a tener agua.
Es frecuente que cuando se llevan a cabo voladuras en una región y los pozos o los acuíferos parecen tener cambios, se cita a las voladuras cómo la causa. Bajo condiciones de voladura normales esto es sólo remotamente posible y sólo dentro de una muy cercana proximidad a los barrenos.
11.3.2
EFECTOS DE LA VIBRACION
Aunque la vibración ha sido culpada con frecuencia por problemas que ocurren en los poros. Investigaciones recientes efectuadas por la Oficina de Minas de EU. (PR. Berger y Asociados, 1982) indican que las voladuras llenen pocos o ningún efecto y que las vibraciones por de-bajo de 2.0 mis (50.8 mm/s) no causarán daños a un pozo.
269
La fracturación alrededor de un barreno está limitada a un radio de 20 a 40 diámetros de barreno. Para un barreno de 150 mm de diámetro esto equivale de 3 a 6 metros y para un barreno de diámetro grande, de 457 mm, equivale de 9 a 18 metros.
En las investigaciones de la Oficina de Minas (P.R. Berger y Asociados. 1982), se perforaron veinticinco pozos en cuatro sitios y se probaron antes y después de las voladuras. Cuando las voladuras se acercaron dentro de una distancia de 91 metros de un pozo en tres de los sitios el nivel estático del agua (nivel freático) bajaba de forma abrupta pero era seguido en corto tiempo por una mejoría significativo en el desempeña del pozo. En el cuarto sitio no ocurrió ningún cambio. La vez que el nivel de agua cayó indicó que no era un resultado directo de las voladuras.
Las resultantes de las velocidades de partícula en las series de pruebas fueron de 137 a 21.3 mm/s.
La interpretación de estos efectos es que la capacidad de almacenaje del acuífero se pudo haber incrementado y de esta manera permitir que el acuífero retuviera un volumen mayor de agua. Esto resultó en una baja en el nivel del agua la cual se recuperó rápidamente y se incrementó el desempeño del pozo.
El efecto principal de las voladuras en los pozos de agua, cuando se encuentran cerca, es que se puede presentar una turbiedad temporal del agua. Esta condición de turbiedad pasa rápidamente y es una molestia temporal más que un problema. Los niveles de vibración por abajo de 50.8 mm/s no son suficientes para causar un daño a los pozos de agua.
270
11.3.3
CORTE ABIERTO
Si el propósito de las voladuras es el de excavar un corte abierto entonces los pozos cercanos pueden verse afectados. Algunos factores que se deberían considerar son la profundidad del corte y la dirección del flujo del acuífero hacia el pozo en relación con el corte.
Bajo las condiciones adecuadas el corte abierto puede tener efectos no deseados en los pozos que se encuentran cerca y que van desde la reducción en la capacidad del pozo hasta la pérdida total de éste.
271
12
CONTROL Y REGISTRO DEL GOLPE DE AIRE
12.1 GOLPE DE AIRE El golpe de aire es una onda de presión atmosférica que se transmite desde la voladura al área circundante. Esta onda de presión consiste de sonido audible (se puede oír) y de una conmoción o un sonido inaudible (que no se puede oír) Si la presión de esta onda, en términos de sobrepresión, es lo suficientemente grande, puede causar daños. Generalmente, el golpe de aire es un problema de fastidio el cual no causa daño pero provoca una relación desagradable entre el operador y los afectados.
El golpe de aire se genera por los gases del explosivo que se escapan a la atmósfera, por la roca que se desgaja, por el taco que se escopetea, por un desplazamiento de la cara, por desplazamientos alrededor del barreno y por la vibración del terreno. Varias combinaciones de estas causas se pueden dar en cualquier voladura dada.
12.2 SOBREPRESION Y DECIBELES La sobrepresión del golpe de aire se mide comúnmente en decibeles (dB). También se mide en kilopascales (KPa). Un decibel se define en términos de sobrepresión por la ecuación: (12.1)
272
donde: dB
:Nivel de sonido en decibeles (dB)
P
: Sobrepresión en KPa
P0
: Sobrepresión del sonido más bajo que se puede oír, 2.1 x 10-8 KPa
Algunos niveles típicos de sonido con valores tanto en dB cómo en KPa se dan en la Figura 12.1.
Los niveles de sonido se miden en diferentes canales designados cómo A, B, C y Linear. Estos difieren esencialmente en la habilidad para medir sonidos de baja frecuencia. El canal A corresponde más aproximadamente al oído humano y discrimina severamente contra las bajas frecuencias. El canal B discrimina de forma moderada y el canal c sólo ligeramente mientras que el canal Linear mide todas las frecuencias
Figura 12-1 Niveles de Sonido Típicos
El sonido producido por una voladura contiene energía de baja frecuencia y los aparatos de medición de sonido, deben tener capacidad de respuesta a las
273
bajas frecuencias para poder representar acertadamente los niveles de sonido. Preferentemente debe utilizarse un canal linear a pico o uno tipo C.
El análisis espectral de los sonidos de una voladura fue realizado por Siskind y Summers en 1974, el cual mostraba claramente las frecuencias inaudibles muy bajas.
12.3 RUPTURA DEL VIDRIO La oficina de Minas de EU, llevó a cabo pruebas extensivas, reportadas en el boletín 656, para determinar los niveles de sonido que pudieran causar la ruptura del vidrio y la reforma a la ley que aplicaría. La ruptura del vidrio ocurre a niveles de sobrepresión mucho más bajos que los del daño estructural tales cómo el agrietamiento del yeso. La ausencia de vidrios rotos excluye la posibilidad de daño estructural. La normatividad del golpe de aire se basa en la ruptura del vidrio.
El boletín 656 proponía una sobrepresión de 3.45 KPa (164 dB) cómo el limite seguro para la prevención de la ruptura del vidrio e indicaba que las voladuras que generaban una vibración del terreno de 50.8 mm/s automáticamente limitaban la sobrepresión de aire a niveles seguros, esto es, menos de 3.45 KPa (164 dB).
Siskind y Summers, Oficina de Minas TPS 78 (1974), propusieron niveles de sonido seguros para prevenir la ruptura del vidrio. Estos niveles servían también para reducir las molestias a la gente. Estos valores se muestran en la siguiente tabla.
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Tabla 12-1 Límites de Niveles de Sonido -
Pico Linear Pico C o
Pico A o
-
C Rápido
A Rápido
-
dB
KPa
dB
128
0.048 120
95
Precaución 128
0.048 120
95
Seguro
a 136
a
dB
a
a
0.124
Limite
136
Recomendado
130 0.124
115 130
115
-No recomendado
12.4 DISTANCIA ESCALADA PARA EL GOLPE DE AIRE El golpe de aire se escala de acuerdo a la raíz cúbica del peso de la carga, esto es: (12.2)
donde:
d
=
Distancia (m)
w
=
Peso Máximo de la carga por retardo (Kg)
k
=
Valor de la distancia escalada para la sobrepresión
-
del aire
Recuérdese que la vibración se escala de acuerdo a la raíz cuadrada de la carga.
275
Tomando la sobrepresión segura de 0.048 KPa, sugerida por Siskind y Summers, e interpolando el diagrama de la distancia escalada para el golpe de aire del Boletín 656 para este valor, da un valor aproximado para K = 71.38, o: (12.3)
Esto es bastante conservador, ya que se basa en un valor de límite seguro muy conservador, 0.048 KPa. Se deriva de datos de Voladura de cantera y puede que no sea aplicable para otro tipo de operaciones.
12.5 REGIONES DE DAÑO POTENCIAL POR GOLPE DE AIRE Existen dos regiones distintivas de daño potencial por golpe de aire, las cuales son bastante diferentes. Se les conoce cómo el Campo Cercano y el Campo Lejano.
12.5.1
CAMPO CERCANO
Esta es la región que rodea a la voladura hacia la cual hay una transmisión directa del pulso de presión. El potencial de daños en el campo cercano es pequeño y fácilmente minimizado con un diseño apropiado. Esto requiere la atención en los detalles cómo el bordo, espaciamiento, taco, carga de explosivo, retardos, el tapado de las líneas de cordón detonante y el uso de cordones de
276
carga de explosivo mínima. La ejecución apropiada de estas tareas asegura una probabilidad muy baja de ruptura de vidrio.
12.5.2
CAMPO LEJANO Y ENFOQUE DEL GOLPE DE AIRE
Esta representa la región alejada de la voladura, (por ejemplo, 6 a 32 kilómetros) donde la transmisión directa no puede ser responsable de los efectos producidos. Representa un enfoque o concentración de las ondas de sonido en una región estrecha. Estas ondas han viajado hacia arriba en la atmósfera y han sido refractadas de vuelta a la tierra, produciendo una sobrepresión intensa en una región focal angosta.
La causa de que el golpe de aire se enfoque es la presencia de una inversión atmosférica. Entre más severa sea la inversión, más severo puede ser el enfoque. El viento puede ser también un factor significativo que se suma al factor de la inversión.
12.5.3
INVERSION ATMOSFERICA
Una inversión atmosférica es un fenómeno anormal, pero bastante común. Normalmente la temperatura de la atmósfera desciende con la altura, enfriándose a razón de 6.40 C por cada 1000 metros de altura. Por ejemplo, asumamos una temperatura del aire en la superficie de 210 C, entonces bajo condiciones normales del rango de descenso la temperatura del aire a 1.200 metros sería: 21 - 1,2(6.4) = 13.30 C
La velocidad del sonido en el aire está en proporción directa a la temperatura, se incrementa de manera de que la temperatura sube y se calienta el aire o decrece a manera de que la temperatura baja y se enfría el aire. El cambio
277
en la velocidad es de 0.5 m/s aproximadamente para una variación en la temperatura de 10C. Bajo condiciones atmosféricas normales, la temperatura del aire decrece con la altura así que la velocidad del sonido también decrece, provocando que las ondas de sonido se curven hacia arriba alejándose de la tierra. El sonido se absorbe en la atmósfera. Este efecto se ilustra en la Figura 12.2
Figura 12-2 Condiciones Atmosféricas Normales
En una inversión atmosférica, la temperatura del aire se incrementa con la altura, así que la velocidad del sonido se incrementa, ocasionando que las ondas de sonido se curven para abajo hacia la tierra. Con esto, el sonido puede regresar a la tierra, pero a alguna distancia de su punto de origen. La Figura 12.3 ilustra las condiciones de inversión y la curvatura hacia abajo de la onda de sonido en la atmósfera.
Figura 12.4 Inversión Atmosférica
278
Cuándo el sonido regresa a la tierra cómo se acaba de describir, puede, bajo las condiciones apropiadas concentrase o enfocarse en una región estrecha y producir niveles de sonido mucho más altos que en las regiones adyacentes en cualquier lado de la voladura. Este efecto se muestra en la Figura 12.4.
Figura 12.4 Efecto de Enfoque del Sonido por Inversión
12.5.4
EFECTO DEL VIENTO
El viento puede contribuir a causar el enfoque del golpe de aire. En el lado hacia donde sopla el viento, el viento se sumará al efecto de la velocidad producido por la inversión e incrementará la velocidad del sonido. En el lado en contra del viento, el viento se opondrá al efecto de velocidad y decrecerá la velocidad del sonido. Si el viento es lo suficientemente fuerte, el sonido puede ser totalmente anulado en el lado en contra del viento. La Figura 12.5 muestra los efectos del viento.
Figura 12.5 Efecto del viento
279
La región local mostrada previamente cómo una región circular con la fuente del sonido en el centro, puede ser reducida a la forma de una media luna por el efecto del viento, teniendo cómo resultado una intensidad de sonido más alta en la región focal. Esto se muestra en la Figura 12.6.
Figura 12.6 Enfoque del Golpe de Aire más el Efecto del viento
El enfoque del golpe de aire se produce por una combinación de una inversión de la temperatura atmosférica y el viento. El efecto varía con la altura y debe ser evaluado en elevaciones sucesivas (aproximadamente a cada 300 metros). Esto requiere de datos meteorológicos y de un sofisticado programa de computadora para procesarlos. Esto no es accesible para la mayoría de las operaciones diarias. Un diagrama de un enfoque de golpe de aire intenso se muestra en la Figura 12.7.
Figura 12-7 Enfoque del Golpe de Aire
280
12.5.5 PROCEDIMIENTOS PARA EVITAR EL ENFOQUE DEL GOLPE DE AIRE No dispare la voladura si existe una inversión atmosférica. Haga contacto con el servicio meteorológico local para averiguar si existe una inversión. Las inversiones
de
radiación
existen
generalmente
por
las
mañanas,
pero
normalmente desaparecen al mediodía. Detenga la voladura hasta que la inversión se haya disipado. Las inversiones de masas de aire frontales tienden a persistir y no se disipan. Obtenga la información de los vientos a través del servicio meteorológico. Si la dirección del viento es hacia un área poblada y sensible, evite en lo posible, el disparar la voladura. Si la dirección del viento es hacia un área deshabitada o industrial puede ser posible el disparar la voladura.
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