Manual de Voladuras ESING

TECNICAS DE VOLADURAS A CIELO ABIERTO Y TUNELES

CAPITULO 1 INTRODUCCIÓN La evolución de los explosivos y sus accesorios en el campo industrial y mili militar, tar, ha obteni obte nido do un gran avance a través del tiempo, y ha transformado tr ansformado estas peligrosas sustancias, en inapreciables herramientas de trabajo; especialmente en la la seguridad de su manipulación, manipulación, lo lo que ha permitiendo crear ciertas metodologías de trabajo, cada vez más seguras. Sin embargo, esta actividad sigue siendo una de las más peligrosas, por la que se hace necesario tomar consciencia consciencia que todo esfuerzo que se realice realice  para llegar llegar a dominar dominar las nuevas técnicas, y extremar las medidas medidas de seguridad en la voladura; contribuirá a una mayor eficiencia en el trabajo y evitar evitar accidente. accidente. 1.

CARACTERÍSTICAS DE REACCIÓN Y MECANISMO DE IGNICIÓN Y PROPAGACIÓN DE UN EXPLOSIVO

1.1. Definición y Clasificación. Muchas son las definiciones conocidas de explosivo, pero una de las más aceptadas, es aquella que los describe como una sustancia o una mezcla de sustancias normalmente sólidas y/o liquidas; que ante la acción de un adecuado estimulo, se transforman casi instantáneamente en otros compuestos mucho más estables y  principalm  principalmente ente gaseosos, con un gran desprendimien desprendimiento to de calor y a una elevada presión.

1

De acuerdo con la velocidad con que reaccionan se acostumbra a clasificarlos en rápidos y detonantes o altos explosivos (2.000 a 7.000 m/seg. ) Y lentos y deflagrantes. deflagrantes. A su vez los altos altos explosivos se subdividen: En primarios, que son sustancias simples altamente sensibles al calor, impacto y presión que se usan normalmente para ser accionado por los chispazos de las mechas de seguridad o de las mezclas mezclas pirotécnicas de los detonantes deto nantes y Secundarios, que son sustancias también simples menos sensibles,  pero más potentes que los anteriores, utilizados utilizados normalmente normalmente como explosivo base en los detonadores comerciales; consistentes en mezclas de oxidantes y reductores, sensibles o no a los fulminantes, utilizados como carga principal de los tiros de una voladura, debido a sus característi caract erísticas cas técnicas y a su bajo costo. 1.2.

Explosión. La reacción de un explosivo denominada explosión, es un proceso termoquímico termoquímico en que sus componentes interaccionan interaccionan en forma forma casi instantánea, con gran generación de gases calientes a elevada  presión.

1.3.

Para que esto llegue a suceder, es necesario que la reacción sea exotérmica y que, además, se cumplan una serie de condiciones en una determinada secuencia, sin algunas de las cuales el proceso  podría afectarse negativamente, negativamente, discontinuarse discontinuarse o incluso incluso ni siquiera llegarse a iniciar. En efecto, en primer lugar se requiere una fuente de ignición de cierta intensidad y por un determinado lapso de tiempo para iniciar el proceso; luego es necesario que se alcancen ciertos niveles de presión y temperatura mínimos de acuerdo con el tipo de explosivo de que se trate para la continuidad continuidad del proceso. proceso . Deflagración. 2

Es el proceso exotérmico en que la transmisión de la reacción de descomposición se logra en la conductividad térmica. 1.4.

Detonación. Es el proceso pro ceso fisicoquími fisicoquímico co caracterizado caract erizado por su gran velocidad de reacción y formación de gran cantidad de productos gaseosos a elevadas elevadas temperaturas que adquieren una gran fuerza fuerza expansiva. expansiva. En la detonación la velocidad de las primeras moléculas gasificadas es tan grande que no ceden su calor por conductividad a la zona inalterada de la carga, sino que la transmiten por choque deformándola y produciendo su calentamiento y explosión adiabática adiabática con generación generación de nuevos nuevos gases. El proceso se repite con un movimiento ondulatorio que afecta a toda tod a la masa explosiva (onda de choque).

1.5.

Fuentes de ignición. El calor necesario se puede aplicar directamente mediante un chispazo chispazo eléctrico, una una llam llamaa transportada por una mecha mecha de seguridad, una partícula metálica caliente etc. O en forma indirecta mediante impactos o choques que compriman adiabáticamente las  burbujas  burbujas de aire entrampadas en el explosi explosivo. vo. El tiempo tiempo requerido para que se generen estas condiciones condiciones se denomina retardo de inducción o tiempo de retardo y es característico de cada explosivo y de las condiciones ambientales del lugar donde está ubicado. Una vez que se han alcanzado a conformar las mínimas condiciones de presión y temperatura, el proceso continuará de acuerdo al tipo de explosivo de que se trate, así por ejemplo el mecanismo de propagación será diferente si se trata de un acuagel 3

que utiliza partículas de trinitrotolueno uniformemente distribuidas como sensibilizante, que aquellos que utilizan burbujas de aire. Varios son los factores que pueden afectar los mecanismos específicos involucras en la rapidez que puede alcanzar la reacción explosiva, entre otras se tiene su composición química ya que, por ejemplo, mientras más se acerque a su balance de oxigeno perfecto mayor es su velocidad; su constitución física puesto que mientras menor es el tamaño de las partículas de sus ingredientes, mayor es su velocidad, etc. La reacción de un explosivo puede llegar a generar dos tipos de energía capaces de producir trabajo útil, la energía gaseosa y la energía de choque. En resumen se puede afirmar que todas las reacciones explosivas, vistas en cámara lenta, empiezan como una lenta combustión, y sólo según sean las circunstancias pueden evolucionar hacia la deflagración, explosión e incluso la detonación. Una de las  principales circunstancias es el tipo de explosivo, pues algunos como la pólvora negra, el pyrodex o el CCR, sólo llegan a deflagrar, nunca a detonar, fluctuando su velocidad entre los 600 y 1200 m/seg. Y por esto se denominan explosivos lentos o deflagrantes, en contraposición con los que normalmente llegan a detonar y que clasifican como rápidos o detonantes. 1.6.

Proceso de detonación de un explosivo. La detonación consiste, en la propagación de una reacción química que se mueve a través de un explosivo, a una velocidad superior a la del sonido en dicho material, transformando a éste en nuevas especies químicas. Una vez que se ha iniciado el explosivo, el primer efecto que se  produce es la generación de una onda de choque o presión que se  propaga a través de su propia masa. Esta onda es portadora de la energía necesaria para activar las moléculas de la masa del 4

explosivo alrededor del foco inicial energizado, provocando una reacción en cadena. A la vez que se produce esta onda la masa del explosivo que ha reaccionado produce una gran cantidad de gases a una elevada temperatura. Si esta presión secundaria actúa sobre el resto de la masa sin detonar, su efecto se suma a la onda de presión primaria,  pasando de un proceso de deflagración a otro de detonación.

Velocidad de reacción

Detonación Transición Deflagración Iniciación Tiempo

En el caso en que la onda de presión de los gases actúen en sentido contrario a la masa de explosivo sin detonar, se produce un régimen de deflagración lenta, de tal forma que al ir perdiendo energía la onda de detonación primaria llega a ser incapaz de energizar al resto de la masa de explosivo, produciéndose la detención de la detonación. 1.7.

Termoquímica de los explosivos. Se refiere a los cambios de energía interna principalmente en forma de calor. La energía almacenada en un explosivo se 5

encuentra en forma de energía potencial, latente o estática. La energía potencial liberada a través del proceso de detonación se transforma en energía cinética o mecánica. 1.8

Calor de explosión. Es el calor desarrollado en la reacción de detonación, que es igual a la diferencia entre la suma de los calores de formación de los  productos de la explosión y la suma de los calores de formación de los componentes del explosivo. Una explosión puede ocurrir tanto al aire libre a presión atmosférica constante, como en una cámara confinada donde el volumen es constante. En ambos casos, la reacción libera la misma cantidad de energía, pero un explosivo no confinado gasta una  parte determinada de energía al empujar el aire circundante. En una explosión confinada, se dispone de todo el calor liberado como energía útil.

1.9.

Energía liberada durante la reacción de un explosivo. Los tipos de energía que son posibles que se generen en este tipo de reacción son calor, luz, sonido, presión gaseosa y energía de choque. Las cuatro primeras son comunes para todos los explosivos deflagrantes y detonantes, mientras que la última sólo la liberan los explosivos rápidos, debido a que la genera una onda de choque. De todas ellas, sólo las dos últimas son capaces de efectuar trabajo útil e indirectamente el calor al calentar los gases e incrementar su  presión, pero como son diversas las proporciones con que se liberan en los diferentes explosivos, el usuario tiene la posibilidad de seleccionar el más adecuado a una determinada aplicación.

1.10. Energía de choque. 6

Es una forma de energía cinética generada por la onda de choque, cuya magnitud es función del producto de la velocidad de detonación al cuadrado por la densidad del explosivo, o lo que es lo mismo, de la presión ejercida por la onda detonante que se  propaga a través de la columna, denominada presión de detonación. Es importante, hacer hincapié en que la presión detonante generada por un cartucho de explosivo rápido; no es igual en todas direcciones, siendo máxima en la dirección que se va desplazando la onda de choque, y por lo tanto en el extremo opuesto al de su iniciación, y cerca de cero en sus paredes laterales. Por estas razones, para obtener el máximo efecto fracturador de la presión detonante de una carga explosiva no confinada, es necesario asegurar la máxima área de contacto con el material que se desea quebrar, e iniciarla desde el extremo opuesto a la superficie de contacto explosivo- material. Si por el contrario, se optara por colocar el cartucho de explosivo apoyado sobre su cara lateral y se iniciara desde uno de sus extremos, de modo que la detonación se desplazara paralelamente a la superficie del material; los efectos de la presión detonante se reducirán seriamente, quedando sujeto principalmente al impacto de la expansión final de los gases. 1.11. Energía gaseosa. Generada por el gran incremento de volumen que experimenta un explosivo sólido, liquido o una mezcla de ambos confinado en un  pequeño espacio denominado tiro, al reaccionar y transformarse en un gran numero de moléculas livianas, en un brevísimo lapso. La  presión gaseosa denominada también presión de explosión , depende del número de moléculas livianas liberadas por unidad de  peso del explosivo, de la temperatura que alcanzan los gases por la acción del calor desprendido en el proceso, y de la relación de los diámetros del explosivo y del tiro. 7

1.12. Balance de oxígeno. Para asegurar la completa combustión en la mezcla explosiva, de tal forma que produzca la máxima potencia y el mínimo de gases nocivos, es necesario que se controle la cantidad de oxígeno de acuerdo con la cantidad de combustible. El balance de oxígeno se expresa como el porcentaje de (+) o deficiencia (-) de oxígeno en la mezcla, es decir el balance de oxígeno es el peso molecular del oxígeno requerido para la combustión completa, dividido por el  peso molecular a usar. Un exceso de oxígeno produce óxidos de nitrógeno (NO2, N2 O4,  N2 O 5), y un exceso de combustión produce Monóxido de carbono (CO). El balance de oxígeno es la suma algebraica de los balances de oxígeno de los ingredientes que lo componen. Si el balance es igual a cero implica que el explosivo entregará su máxima energía contenida. El balance de oxígeno de los explosivos encartuchados se calcula considerando el papel emparafinado que los contiene. Por lo que es un error remover el envoltorio, ya que la relación de los gases y la eficiencia del disparo cambiaran.

1.13. Volumen de explosión. Es el volumen que ocupan los gases producidos por un kilogramo de explosivo, también llamado volumen de gases en una explosión El volumen molecular de cualquier gas, en condiciones

8

normales es de 22,4 Lt. , En el caso de la nitroglicerina es de 171,3 Litros.

9

CAPITULO 2 PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS. 2.1.

Introducción. Desde que se empezaron a utilizar los explosivos han cambiado mucho las circunstancias. En los primeros tiempos todo era más fácil, pues sólo se contaba con un explosivo para resolver todos los problemas y los resultados eran espectaculares respecto a los que se conseguían con el fuego. Hoy disponemos de por lo menos tres tipos diferentes de explosivos, dinamitas, slurries y anfo, además de muchas mezclas explosivas en cada una de ellas, lo que obliga a tener que decidirnos por alguno de ellos para cada trabajo, lo que hace necesario conocer las propiedades que permitan establecer las diferencias que existan entre ellos. Si bien es cierto son muchas las propiedades de los explosivos, sólo analizaremos aquellas que juegan un papel más importante en su selección, como son: · · · · · · · · · · ·

Diámetro crítico Capacidad de resistir la acción del agua y la presión acuosa Calidad de gases Inflamabilidad Capacidad de funcionar bajo diferentes condiciones de temperatura Sensibilidad a la iniciación y a la propagación Velocidad de reacción Presión detonante Densidad Fuerza Cohesión. 10

Inicialmente podría parecer más ventajoso que el explosivo a usar, fuera el mejor en todas estas propiedades, pero normalmente resultaría un explosivo sobredimensionado y caro, que no mejoraría sustancialmente la calidad de la voladura, pero si pudiese incrementar significativamente los costos, como podría ser el caso de usar un explosivo resistente al agua en un tiro seco, o el emplear uno de pequeño diámetro crítico en un tiro de gran tamaño. Para obviar estas dificultades y poder tomar la mejor determinación posible, es necesario utilizar algún tipo de estrategia que permita establecer sistemáticamente, el grado de importancia que tendría bajo diferentes puntos de vista, cada una de las  propiedades y luego evaluar los explosivos disponibles, de acuerdo  por ejemplo a los siguientes criterios propuestos por Konya (1990). · Capacidad para funcionar apropiadamente en el medio en que

se va a efectuar la voladura o propiedades ambientales. · Propiedades de funcionamiento. · Costos. Es importante tener presente que primero se deben satisfacer las exigencias técnicas y luego preocuparse de los costos. Con el objeto de proporcionar algunos valores generales en relación a las propiedades que se van a ir describiendo, se optará  por subdividir los tres tipos de explosivos que se están usando en la actualidad, de la siguiente manera: A)

Dinamitas.

A.1 Dinamitas granulares: nitroglicerina como sensibilizante.

Aspecto granular y sólo

A.2 Dinamitas gelatinas: Aspecto nitroglicerina y nitrocelulosa como sensibilizante.

gelatinoso

con

11

B)

Slurries. B.1

Slurries encartuchados: mangas de polietileno.

B.2

Son bombeados desde Slurries a granel: camiones cargadores o camiones fábrica, directamente al interior de los tiros.

C)

Anfo.

C.1

Anfo cargado neumáticamente: El anfo a granel es transportado al interior del tiro por aire comprimido, incrementando su densidad por fractura de los prill. Se usa  principalmente en minería subterránea.

C.2

Anfo vaciado o cargado a granel: El explosivo se deja caer en los tiros verticales o cercano a la vertical de las minas a tajo abierto. El vaciado se efectúa directamente en los tiros o en el interior de mangas cuando hay presencia de agua.

C.3

Anfo encartuchado: La mezcla explosiva es colocada en tubos de papel o de plástico de una determinada longitud

C.4

Anfo pesado: Consiste en una mezcla variable de Anfo y emulsión de acuerdo a la energía o a la resistencia al agua que se requiera.

Se transportan envasados en

2.2. - PROPIEDADES AMBIENTALES DE LOS EXPLOSIVOS. A) Sensibilidad a la propagación : Es una propiedad que define la habilidad con que se propaga la detonación en forma estable a través de toda la longitud de la carga, y permite determinar el diámetro mínimo de la columna explosiva que sea capaz de 12

detonar en forma segura, denominado diámetro crítico. Su dimensión varía desde algunas milésimas de pulgadas en algunos explosivos como la nitroglicerina, hasta varias pulgadas en algunas emulsiones o acuageles. Para que un explosivo reaccione adecuadamente tiene que tener un diámetro mayor que su diámetro crítico, por lo tanto el diámetro de perforación es una limitante importante en la selección de un explosivo, debido a que se constituye en el diámetro máximo que puede tener la columna de la carga. B) Resistencia al agua: Es una medida de la capacidad que tiene un explosivo de detonar después de estar expuesto a la acción del agua, sin sufrir detrimento en su funcionamiento. La resistencia al agua puede provenir de la composición del explosivo en sí, y se denomina resistencia al agua interna, en contraposición de la proveniente del tipo de envase del explosivo, denominada externa. C) Tolerancia a la presión : Establece la capacidad de un explosivo de soportar las presiones de una columna de agua subterránea, o del peso de la parte superior de la carga explosiva, sin sufrir alteraciones en su funcionamiento. Para cuantificar esta  propiedad, se deben efectuar una serie de pruebas, con muestras que han sido previamente sometidas a la acción de crecientes  presiones hidrostáticas, mediante la inmersión en agua a  profundidades cada vez mayores, o sometiéndolas dentro de un tubo plástico de alta resistencia, previamente sumergida en una  pequeña porción de agua existente en su fondo, a la acción compresiva de varios niveles de intensidades de presión neumática,  para establecer la máxima presión a la cual se consigue que la muestra detone. D) Gases: Denomínase así al conjunto de productos resultante de una voladura, que comprende los gases inocuos de vapor de agua, nitrógeno, dióxido de carbona; algunos productos sólidos y líquidos y los gases tóxicos como el monóxido de carbono y los 13

óxidos de nitrógeno. Bajo la designación de clases, se pretende clasificarlos según su contenido de gases tóxicos, compuestos  principalmente por monóxidos de carbón ( CO ) y oxido de nitrógeno ( NO Y NO2 ). La emisión de gases nocivos, aún por  parte de explosivos bien balanceados, se debe a muchos factores entre los cuales se tiene un deficiente cebado, una inadecuada resistencia al agua, un diámetro de columna de carga demasiado  pequeño o una prematura pérdida de confinamiento. TABLA CALIDAD DE LOS HUMOS CALIDAD DE

PIES CUBICOS DE GASES NOCIVOS

LOS HUMOS

POR 200 GR DE EXPLOSIVO

1

0,00 - 0,16

2

0,16 - 0,33

3

0,33 - 0,67

Uno de los gases producto de la explosión es el monóxido de carbono, que es incoloro e insípido, siendo en pequeñas concentraciones muy peligroso. Actúa sobre la sangre, disminuyendo su capacidad de absorber oxígeno. El oxígeno que se le debe administrar a la víctima de este gas, es una mezcla de 95% de oxígeno y 5% de dióxido de carbono. En ninguna circunstancia debe permitírsele a la víctima hacer un esfuerzo innecesario, ya que es peligroso para el corazón. Los síntomas de envenenamiento por monóxido de carbono es debilidad o falta de energía, somnolencia, disminución del discernimiento, dolor de cabeza y nauseas.

14

Los gases óxido - nitrosos, generalmente se hacen presente en forma de dióxido nitroso, que es un gas rojizo y ocre en muy bajas concentraciones. Estas características son muy significativas y  peligrosas, pues pueden ser mortales antes de que puedan ser vistos. Los síntomas son el escozor de los ojos y tos. Una de sus características principales es que sus efectos no son inmediatos, las dificultades pulmonares que trae como consecuencia su aspiración, comenzarán después de 2 o 3 días. Los gases irritan los tejidos  pulmonares y esto causa una gradual acumulación de líquido en los pulmones. La habilidad de los pulmones para absorber oxígeno se ve disminuida y comienza a aparecer un color azulado en la piel y los labios de la víctima. La muerte de la víctima ocurre por ahogo debido al líquido que llena sus pulmones.

3 MUERTE

TOS

H O R

2 IRRITACION GARGANTA

A S

1  NO PERCIBE EFECTOS 50

100

PELIGRO VIDA 150

200 300 400 PARTES POR MILLON

E) Inflamabilidad: Propiedad destinada a establecer el grado de facilidad con que un explosivo puede ser iniciado con una chispa, fuego o llama, fluctuando desde algunos que pueden detonar por 15

la acción de una simple chispa, hasta otros que expuestos a la acción del fuego pueden llegar a quemarse sin que detonen. Como norma general debe considerarse a todos los explosivos altamente inflamables y tomarse todas las medidas de seguridad en su manipulación, transporte y almacenamiento. F) Resistencia a la temperatura: Es una propiedad que  pretende establecer la cantidad necesaria que tienen los explosivos de estar expuestos a la acción de temperaturas extremadamente caliente o fría, o a frecuentes variaciones de ésta, sin ser iniciada o sufrir alteración significativa en su funcionamiento. Esta propiedad  juega un papel muy importante en el almacenamiento de los explosivos, porque de ella depende en gran medida del grado de deterioro que puedan experimentar durante el tiempo que tengan que permanecer en los polvorines, en espera de ser utilizados.

2.3

PROPIEDADES EXPLOSIVOS.

DE

FUNCIONAMIENTO

DE

LOS

Efectuada la preselección de los explosivos capaces de satisfacer las restricciones ambientales, del lugar donde se va a efectuar la voladura, se deben considerar características de funcionamiento  para su selección final, las principales de las cuales son: A) Velocidad de detonación: Definida como la rapidez con que se desplaza la reacción a lo largo de la carga explosiva es una de las propiedades más importantes, debido a que de ella depende la  potencia que alcanza el explosivo para romper roca y la  proporción de energía que alcanza a realizar trabajo útil antes de que se disipe. En efecto, los explosivos son capaces de hacer lo que hacen, no por la cantidad de energía que contienen, sino a la rapidez con que la liberan. Las velocidades de los explosivos comerciales varían entre 1.500 a 7.900 m/seg. Dependiendo principalmente de los ingredientes que lo componen, granulometría, densidad, diámetro del explosivo y 16

grado de confinamiento. Estos parámetros tienen un efecto mucho mayor en la velocidad de los agentes explosivos que en los explosivos convencionales, lo que ha permitido, a los fabricantes, ofrecer una gran gama de explosivos, facilitando el trabajo a los usuarios, ya que las diferentes velocidades les permite controlar más fácilmente la granulometría del material tronado y la estabilidad de los taludes así como las cajas y techos de las labores. Existe una teoría sobre la fragmentación bastante popular en la actualidad, que indica que la roca afectada por una voladura;  primero es sometida a grandes esfuerzos por una onda de choque que se desplaza en todo sentido a partir de la columna explosiva,  provocando su fragmentación parcial y agrietamiento radial, tanto mayor cuanto más veloz es el explosivo; y luego el gas se introduce en las grietas, prolongándolas y terminando por fracturar y desplazar la roca. De aquí que en el caso de que se desea tronar una roca dura , es preferible usar un explosivo veloz capaz de generar gran fracturamiento, y si se trata de una formación blanda resulta más favorable un explosivo más lento, que más bien desplace la roca. En el caso de parches es indispensable utilizar un explosivo de alta velocidad. Existen 3 métodos prácticos para medir detonación, ellos son:

la velocidad de

A.1) Oscilógrafo. El explosivo se coloca dentro de un tubo de acero, en cuya longitud se han practicado más o menos 12 perforaciones. Mediante un cable subterráneo que viene de las placas verticales del oscilógrafo;  se introduce un polo en las perforaciones, de modo que quede en contacto con el explosivo a través de las  perforaciones, el cable que sirve de contacto queda totalmente aislado del tubo mediante corcho, el otro polo se pasa a través de la masa del explosivo. Una alteración cualquiera en las placas 17

deformará la onda en un pequeño instante, lo que queda representado en la pantalla mediante una deformación superpuesta (peak). Este circuito comienza cuando se acciona el disparador para iniciar el fulminante y este a su vez inicia al explosivo; la onda de detonación avanza, ionizando los gases formados en el frente de la onda, estos gases ionizados cierran el circuito entre los polos  puestos en las perforaciones y tierra, en la medida que avanza la onda de detonación en el explosivo; produciendo pulsaciones que aparecen como peak en la pantalla, estos peak quedan impresos en una fotografía, por lo que el tiempo entre ellos puede ser medido exactamente. La velocidad se puede medir con una exactitud aproximada del 2%. OSCILOGRAFO :

1 oscilados

1 1

 barrido interno diente de sierra

20 m  seg.

A.2)

Cronógrafo de chispa siemens.

2

Tiene una zona de medición de 0,1 a 0,000001 segundos; consiste en un circuito eléctrico establecido a través de la masa del explosivo, el que es interrumpido por la onda de detonación en dos puntos, haciendo saltar dos chispas sobre la superficie de un tambor recubierto con negro de humo y animado de alta velocidad de rotación. Luego conocida la distancia entre las dos marcas y la 18

velocidad periférica del tambor, se deduce la velocidad de detonación. En los laboratorios del Instituto de Investigaciones y Control del Ejército, existe un cronógrafo como el descrito que ellos llaman Methegang, especial para guías detonantes. A.3)

Método indirecto de Dautriche.

La base es una guía detonante cuya velocidad de detonación es constante; si los extremos de la guía se queman simultáneamente, la onda de detonación se encontrará en el medio de la longitud de la guía, del mismo modo si los extremos son detonados con diferencia de tiempos, la distancia desde el punto medio de la guía hasta el punto donde se encuentran las dos ondas detonantes es directamente proporcional al intervalo de tiempo entre las detonaciones de los extremos. Entonces si se conoce la distancia entre el centro de la guía y el punto de encuentro de la onda, se  puede calcular el intervalo de tiempo entre las detonaciones de los extremos, ya que la velocidad de la guía detonante es conocida.

A

B

D centro guía 19

B) Presión de detonación: Es la presión generada por la onda de choque, justo en la parte posterior de la zona de reacción de un explosivo, denominado plano C - J, constituyéndose en un buen indicador de su potencialidad fracturadora. Además, una elevada  presión detonante es requisito indispensable para que un explosivo  pueda ser utilizado eficientemente como cebo o como parche. La presión detonante de los explosivos comerciales fluctúa entre los 500 y 1.500 Mpa. Si bien es cierto que puede haber una relación entre la presión de detonante y la presión de hoyo, esta no es necesariamente lineal. C) Sensibilidad: Se define como el grado de dificultad o facilidad con que un explosivo puede ser iniciado. De acuerdo a que la iniciación sea prematura o no, se tienen dos posibilidades : 1. Acción controlada: La sensibilidad a la iniciación es determinada en función de los requerimientos de su cebado, el tamaño de la carga iniciadora y la cantidad de energía óptima. Se determina colocando un cartucho de explosivo de un diámetro y longitud determinada sobre una placa de plomo, e iniciándolo con cebos de tamaño y/o potencia creciente, determinando las condiciones óptimas de iniciación basándose en el efecto producido sobre la placa. 2. - Acción incontrolada: La determinación de este tipo de sensibilidad a la iniciación pretende establecer las precauciones que se deben tomar con un determinado explosivo, en su manipulación, almacenamiento y transporte, para que no se  produzcan detonaciones prematuras que pongan en riesgo la integridad física del personal, de las instalaciones y equipos. Básicamente comprende las sensibilidades al calor, al impacto o choque y a la fricción. 20

C.1) Sensibilidad al calor Un modo de medir esta sensibilidad es por medio de una marmita esférica de hierro o de cobre, de unos 14 cm. de diámetro y provisto de una tapa con 4 orificios, de los cuales uno es central y los otros periféricos, cada uno de estos orificios posee un tapón perforado que dejan paso a un termómetro ubicado en el orificio central protegido contra los efectos de la explosión, graduado de 0,5°C desde 0°C hasta 360°C, las otras tres perforaciones son usadas por 3 tubos de ensayo de 15 mm. de diámetro interior. Se procede del siguiente modo: se llena la marmita hasta 2 cm. de su borde con un liquido de alto punto de ebullición conocido, tal como aceite, parafina liquida, etc., siendo recomendable la aleación de Wood por su baja fusión y alto  punto de ebullición, después se ubican muestras de explosivo en cada uno de los tubos de ensayo, de 0,10 hasta 0,50 gr. y finalmente se da fuego al mechero ubicado bajo la marmita, graduando su llama de modo que la temperatura se eleve a razón de 5 gr/min. Luego observando atentamente el termómetro, se anotaría la indicación correspondiente al momento en que ocurriese la ignición o la detonación de alguna muestra. C.2) Sensibilidad al choque o impacto. Se hace mediante la prueba que consiste en la caída de un peso determinado a alturas crecientes, hasta llegar a la altura a la cual se produce la respuesta explosiva. Se usa un aparato llamado  martillo de caída  y se usan mazos de 2 a 10 Kg., este método de medida de la sensibilidad al choque; se presta muy bien para los explosivos de alta sensibilidad, pero para explosivos industriales como los agentes de voladura y slurries, el nivel de impacto es muy pequeño como para lograr detonarlos. 21

Para este tipo de explosivos se han diseñado métodos de impacto de placas o proyectiles de alta velocidad, así se  prueban con disparos de balas de fusil de diferentes pesos y velocidades, como también con placas metálicas lanzadas por medio de explosivos. C.3) Sensibilidad al roce. Para esta prueba, puede emplearse un mortero de porcelana no vidriada de 10 cm. de diámetro y 6 cm. de altura, con un mango de igual material, se procede sometiendo 0,55 gr. de explosivo a una fricción prudente, anotando al frotar si se producen o no decrepitaciones débiles o fuertes. El U.S. Bureau of Mining, posee un yunque de acero de superficie lisa, sobre el cual puede resbalar otra pieza de acero en forma de zapato, montada en el extremo de un largo brazo; dicho zapato se le puede dar una aspereza suficiente, y puede ser cargado con pesos progresivos para graduar los efectos sobre el explosivo, ubicado sobre la superficie del yunque. C.4) Sensibilidad a la iniciación por detonación. Se determina sometiendo sucesivamente una misma cantidad de explosivo, a la acción de diferentes detonadores de creciente  potencia, hasta encontrar el más débil, capaz de provocar la explosión, el material ensayado debe ser colocado en cartuchos. Las sustancias explosivas, necesitan de un impulso inicial para llegar a su estado de detonación en mayor o menor grado. C.5) Sensibilidad a la iniciación por simpatía. Es la capacidad que poseen algunos explosivos de ser iniciados, sin necesidad del contacto entre el iniciador y el explosivo, los que pueden encontrarse distanciados, por cierto espacio intermedio. 22

La forma de medir esta sensibilidad, consiste en disponer linealmente una serie de pequeños cartuchos del explosivo iguales, y separados unos de otros por distancia creciente; luego se provoca la detonación del primero de los cartuchos y se observa hasta donde sw prolonga el efecto; finalmente se adopta como distancia máxima de detonación por simpatía, a la mayor distancia existente entre 2 cartuchos que se inician. Los factores que influyen en los resultados de esta prueba son: naturaleza del explosivo, naturaleza del iniciador, tipos de superficie en que descansan el iniciador y el explosivo, la naturaleza del medio interpuesto entre ellos y el diámetro del explosivo (a mayor diámetro, mayor es la sensibilidad por simpatía). Los factores que influyen en la sensibilidad son: · Condiciones de división de la masa explosiva (tamaño del · · · ·

grano). Temperatura. Condición de confinamiento. Por la mezcla o no con otros cuerpos químicamente inertes Causa desencadenantes de la transformación.

Otras características que es necesario agregar son:

Masa Crítica: Es la cantidad mínima de un explosivo para lograr su iniciación. Esta cantidad es variable dependiendo del tipo de explosivo y de la  potencia del iniciador; en cargas explosivas encartuchadas o cargas en perforaciones cilíndricas esta masa crítica esta directamente relacionada con el diámetro de contacto entre cartuchos, o bien, con el diámetro de la perforación, para el caso de tratarse de agentes de voladura como Anfo u otros, en estos casos se habla de Diámetro Crítico, es decir, es el diámetro mínimo para lograr la detonación de la carga explosiva; se 23

recomienda para fines prácticos el uso de cargas explosivas cuyo diámetro sea al menos 1,3 veces el diámetro crítico para lograr una  buena detonación de la columna explosiva.

Hidroscopicidad : Es la capacidad de absorción y retención de humedad de los explosivos, humedad que afecta tanto su sensibilidad como su estabilidad, algunos factores afectados son el enfriamiento, que  produce una absorción de calor al evaporarse la humedad,  produciendo una disminución en la temperatura de reacción; la discontinuidad en la descomposición que produce una reacción hidrolítica inducida por la humedad que produce ácido nítrico y nitroso; y la corrosión que produce una interacción de los  productos de la hidrólisis con los componentes de los explosivos.

Volatilidad : Para los explosivos es importante que posean baja volatilidad, de tal modo que a las temperaturas de carguío, manejo y almacenamiento sea muy baja. Una alta volatilidad puede causar pérdidas por evaporación, desarrollo indeseable de presión dentro del envoltorio del explosivo, etc. D) Densidad: La densidad de los explosivos comerciales fluctúa normalmente entre 0,8 y 1,6 gr/cc. En los explosivos convencionales existe una correlación recíproca entre sus densidades y contenido de energía,  pero no en los explosivos modernos como los acuageles y las emulsiones, en que con frecuencia mezclas de igual densidad 24

contienen muy diferentes cantidades de energía. Por esto el factor de carga ha perdido vigencia, siendo mucho más representativo el factor de energía. En todo explosivo se distinguen 3 densidades:

Densidad absoluta o de cristal: Se define como el peso del explosivo puro (cristalizado), que esta contenido en la unidad de volumen, sin intersticios alguno de aire.

Densidad de carga: Se define como el peso del explosivo, que esta contenido en la unidad de volumen, correspondiente a la fracción con carga de la  perforación; esta densidad es la de mayor importancia en el  proceso de detonación.

Densidad gravimétrica o aparente: Es el peso de un litro de explosivo en condiciones normales. Si un explosivo pudiese teóricamente llegar a tener densidad de cristal, lo que en la práctica es imposible, sus moléculas estarían tan fijamente interaccionadas entre sí, que sería imposible su detonación. Explosivos más densos, aunque más caros, pueden resultar más económicos, en rocas duras de alto costo de perforación, debido a que se pueden incrementar sensiblemente el burden y el Espaciamiento, disminuyendo significativamente el número de tiros. E ) Potencia o Fuerza: Es esta propiedad muy controvertida, catalogada por algunos como muy importante debido a que pretende establecer la energía 25

contenida por un explosivo, y por lo tanto su posibilidad de efectuar trabajo útil de determinada magnitud, y de muy engañosa  por otros porque aún cuando dos explosivos, contengan la misma energía, normalmente presentan diferentes potencialidades de efectuar trabajos útiles, debido entre otras cosas a que tienen diferentes velocidades de detonación o densidades. La fuerza o potencia del explosivo es la habilidad para desplazar el medio confinante, es la cantidad de energía liberada por la explosión. Existen 2 formas de catalogar la potencia de un explosivo: · Potencia en volumen, que es la energía por unidad de volumen · Potencia en peso que es la energía por unidad de peso.

Métodos de cálculo de la potencia 1.  Numero de TRAUZL o cifra de TRAUZL. Este número o cifra representa el ahuecamiento en cm. Cúbicos que dejan los explosivos en un bloque de ploma. Esta  prueba consiste en detonar una carga de 10 gr de explosivos de ensayo iniciado con un detonador N°8, dentro de una  perforación de 25 mm. de diámetro y 125 mm. de profundidad, realizada en un bloque de plomo dulce de 200 mm. de diámetro y 200 mm. de altura, cuya masa debe encontrarse a 15°C. Luego comparando la masa m del explosivo ensayado con la masa m1 del ácido pícnico capaz de provocar el mismo ensanchamiento, se obtiene el coeficiente de utilización práctica C. U. P.

26

C. U. P = m1 X 100 m Algunos valores obtenidos son:  NITROGLICOL

600 cm3

 NITROGLICERINA

550 cm3

HEXOGEN

520 cm3

PETN

530 cm3

TETRIL

350 cm3

ACIDO PICNICO

300 cm3

DINITROTOLUENO 190 cm3 AZIDA DE PLOMO

110 cm3

POLVORA NEGRA

30 cm3

125

200 200

27

2. Bomba de arena: El poder rompedor de un explosivo puede medirse por la explosión de una pequeña cantidad de éste en una bomba de arena , la cual es una vasija de paredes gruesas, de modo de resistir la explosión sin romperse, que contiene en su interior 200 gr. de arena silícea de tamaño mas o menos uniforme, la cual que pasa a través de la malla 20 y es retenida en la malla 30, luego el explosivo a probar es sumergido en la arena cerrándose posteriormente y haciéndolo detonar, luego de la explosión se tamiza la arena y el peso de ésta que pasa a través de la malla 30 se considera como una medida del poder rompedor del explosivo ensayado. 3. Péndulo Balístico: Este péndulo consiste en un mortero sé 400 kg. suspendido de una varilla de 8 m. de largo, en el interior del cual se colocan 10 gramos de la muestra explosiva que posteriormente se cubre con un proyectil cuidadosamente ajustado, al detonar el explosivo, la fuerza de los gases dispara el proyectil y el mortero retrocede, midiéndose entonces el ángulo descrito por el mortero respecto de la vertical, este valor medido se compara con el ángulo obtenido de igual modo con 10 gramos de Pollar Blasting Gelatin, (92% nitroglicerina, 8% nitrocelulosa, de = 1,55) o bien, con 10 gramos de T.N.T. El trabajo obtenido se expresa en porcentaje en forma de fuerza - peso o fuerza volumen.

Fuerza = (1 - cos a  ) x 100 28

( 1 - cos b ) b = ángulo máximo con Pollar Blasting a = ángulo máximo con el explosivo a probar.

4. Método

del domo de agua:

Se basa en la velocidad inicial del centro del penacho o domo de agua pulverizada, producida cuando se detona una carga lo suficientemente cercana a la superficie del agua. Este método proporciona una medida cuantitativa de la potencia relativa, usando un explosivo estándar adecuado. La única limitación seria es la disponibilidad de agua adecuada. Para que este método sea cuantitativo, se deben detonar cargas de tamaño y forma fija a profundidad también fija, 10 Kg. es un tamaño adecuado así como 3 Mts. Es una profundidad adecuada. La velocidad del centro del domo se mide con una cámara rápida (64 marcos por segundo es suficiente) o en estudios semi-cuantitativos, midiendo la altura máxima de la elevación del centro del domo. 5. Método del cráter: Es un excelente método relativo para medir la potencia, limitada sólo por la incomodidad, el costo y la disponibilidad de una formación rocosa uniforme y de adecuada extensión. Requiere además de un estándar adecuado. Simplemente se mide el volumen relativo del cráter formado por una carga dada que se detona a una profundidad que guarda una relación constante con la profundidad crítica, o bien se puede utilizar resultados en la profundidad crítica misma, resultados que se relacionan con un estándar adecuado. Obviamente se deben efectuar suficientes detonaciones para determinar la  profundidad crítica con cada carga que se prueba, igual que

29

con la carga estándar o de referencia. El costo es prohibitivo  para el uso rutinario de este método. 6. Método sísmico: En principio es similar al del cráter y al del domo de agua en lo que se relaciona con el uso de cargas grandes y proporciona una medida de la potencia más bien relativa que absoluta. Las cargas se detonan bajo condiciones fijas a una distancia fija de cientos de metros del sismógrafo. El mejor medio para colocar la carga es en un estanque con agua, pero puede ser también alguna formación sólida uniforme, por ejemplo un terreno arenoso o aluvial. El estanque de agua tiene la ventaja de que se puede efectuar simultáneamente los métodos sísmicos y del domo de agua, y, además, cuesta mucho menos mantener. F ) Cohesión: Es una forma de establecer la mayor o menor facilidad que tiene un explosivo de mantener su forma original. Según sean las circunstancias, el explosivo debe tener un comportamiento bien específico al respecto. Así se tiene, por ejemplo, que en el caso de tratarse de un cebo, el explosivo tiene que tener una gran capacidad para mantener su forma original impidiendo que el detonador se separe. En cambio, en un carguío a granel ya sea por el vaciado de sacos o por medio de un camión fabrica, se requiere que el explosivo fluya libremente para obtener el máximo acoplamiento con las paredes del tiro, optimizando la transmisión de la energía generada por el explosivo.

30

CAPITULO 3 TIPOS DE EXPLOSIVOS 3.1.

Explosivos industriales. De acuerdo con su grado de importancia respecto de su nivel de consumo, se tienen los siguientes explosivos industriales: · Agentes explosivos secos

31

· · · ·

Emulsiones Anfo Anfo pesado Acuageles Dinamitas

3.1.1. Agentes explosivos secos. Se caracterizan porque su elemento común es el nitrato de amonio, no contienen agua y no son sensibles al detonador # 8 y todas las posibilidades están contenidas en el cuadro 3.1.

CUADRO 3.1

32

 AGENT ES EXPL E XPLOSIVOS OSIVOS S ECOS CON B ASE NITRA N ITRATO TO AM ÓNICO

NITRATO DE  AMONIO

COMBUSTIBLE GENERALMENTE PETROLEO

 AGEN TE EXP LOSIV O SECO  ANFO

 ALUMINIO

 

AGENTES

PULVERIZADOS

DENSIFICADOS

DE PRILL

 AGENTE E XPLO SIVO SECO ALUMINIZADO

 AGENTE E XPLO SIVO SECO DENSIFICADO

Dada la alta importancia que tiene el nitrato de amonio en la fabricación de estas mezclas explosivas y en general de todos los explosivos industriales, se procederá a  proporcionar  propor cionar algunas algunas informaciones informaciones técnicas técnicas de él. Sintetizado por primera vez en 1659 por J.R. Glauber, mediante la combinación de carbonato amónico y ácido nítrico; hoy en día se obtiene en forma de una solución concentrada, haciendo reaccionar amoníaco con ácido nítrico acuoso, que luego se deja caer en forma de una fina lluvia, desde la parte superior de una elevada torre graneadora; obteniéndose partículas porosas denominadas prill, a un alto ritmo de producción y a un bajo costo.

33

El nitrato de amonio pulverizado en la torre contiene hasta un 4% de agua, requiriendo una torre más alta para que alcance a expulsar la del interior de los granos,  proporcionándol  propo rcionándolee característica porosidad, por osidad, base de su gran capacidad absorbedora de petróleo. Como los agentes recubridores tienden a afectar sus propiedades explosivas cuando se fabrica Anfo, se disminuye al mínimo necesario  para evitar evitar su tendencia a aglomerarse. aglomerarse. La humedad no sólo tiende a aglomerar el prill sino que, además, disminuye su capacidad de absorber y retener el petróleo. Para que el nitrato de amonio absorba la humedad ambiente, se requiere de una determinada combinación temperaturahumedad mínim mínima, a, como la indicada en el cuadro cuadr o 3.2. CUADRO 3.2

TEMPERATURA ABSORCIÓN NITRATO DE AMONIO TEMPERATURA

HUMEDAD

AMBIENTE

MÍN.PARA ABSORCION

10 0 C

76 %

21 0 C

64 %

32 0 C

59 %

34

El nitrato de amonio debe ser lo suficientemente duro para soportar la manipulación normal sin fracturarse transformándose en polvo, pero lo suficientemente blando  para que se fracture al cargarlo neumáticamente para que se incremente su densidad. Esta característica se denomina friabilidad. Su tamaño óptimo esta comprendido entre 6 y 20 mallas debido a que fluye mejor y se produce una mejor relación entre manipulación y funcionamiento. La sensibilidad de un prill con petróleo depende de su densidad. Así por ejemplo debe usarse prill poroso, de una densidad de 0,73 a 0,82 gr/cc. Para que conserve su calidad no explosiva, no debe contener más de 0,2% del carbón, en caso contrario tienen que aplicarse todas las disposiciones contenidas en el reglamento de seguridad minera respecto de los explosivos. 3.1.2 Anfo. La ecuación de equilibrio del anfo es la siguiente: 3NH4 NO3 + CH2 --- 3N2 + 7 H2 O + CO2 + 920 Kcal / Kg. El equilibrio de esta ecuación indica que el balance de oxígeno se obtiene con 5,7 % del petróleo y 94,3 % del nitrato de amonio, lo que en otras palabras significa que  para 4 sacos de 40 Kg de nitrato de amonio se requieren 14,8 Lt. De petróleo. Cualquier variación en los porcentajes se traduce en una disminución de la energía liberada, con generación de gases nocivos, así por ejemplo; si hay un exceso de petróleo, más del 5,7 %, se incrementará la producción de CO y C con el 35

respectivo contrario; generación anaranjada figura 3.1.

oscurecimiento de los gases, y si por el este porcentaje es menor, aumentará la de óxidos de nitrógeno, con una coloración de los gases generadora en la explosión, ver

FIGURA 3.1 HUMOS PRODUCIDOS / % GAS-OIL

Moles/ 100g 0,25

CO

0,20 0,15  

NO+ NO2

0,10

0

2

4

6 8 10 GAS - OIL(%)

La sensibilidad del Anfo es incrementada mediante un gradual déficit de petróleo, hasta llegar a ser sensible a la acción de un detonador # 8 cundo se ha alcanzado el 2%, y viceversa, ver figura 3.2. FIGURA 3.2

36

S ENS IB ILIDAD DEL ANFO A LA INICIACIO N D I FU C U L T A D R E L A T I V A

3 2

9 4% A N , 6 % F O

1 0

2 4 6 9 PORCENTA JE DE GAS-OIL

Al incrementarse su densidad, se produce un aumento de su velocidad y una disminución de su sensibilidad hasta llegar a ser insensible a los 1.2 gr./cc, lo que su densidad crítica. El diámetro de la columna explosiva afecta sensiblemente la velocidad de detonación, incrementándose fuertemente a  partir de su diámetro crítico hasta tomar una velocidad constante mas allá de las 12 , ver figura 3.3. FIGURA 3.3 DIÁMETRO CARGA/VELOC. DETONACIÓN

 

 

Velocidad ( m/s ) 5000 4500 4000 3500 3000 2500 2000 1500 0 50 100 150 200 250 300 35 0

Diámetro del barreno ( mm )

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Su resistencia al agua es nula debido a que el nitrato de amonio es disuelto con facilidad; y adicionalmente absorbe gran cantidad de calor en su evaporación. Esta deficiente resistencia interna puede obviarse  proporcionándole una adecuada resistencia externa, envasándolo en mangas de polietileno para ser usados en tiros con agua. En estos casos se recomienda cebar por lo menos bomba por medio, para aliviar las interrupciones de la detonación por presencia de agua en la columna explosiva, debido a posibles rajaduras de algunas bombas, al rozar con las irregularidades de las paredes del tiro, durante la operación del carguío. ·

Ventajas :

· Muy económicos: llegan a tener un costo igual al 25 %

de los explosivos convencionales. · Muy eficientes: Usados adecuadamente pueden ser tan  buenos o mejores que las dinamitas. · Muy seguros: Son tan insensibles que ni un detonador es capaz de iniciarlos. · Pueden fabricarse en el mismo momento del carguío. ·

Desventajas:

·  No tienen resistencia al agua. · El mezclado en faena no siempre es eficiente.

3.1.3 Anfo Aluminizado. Debido a la baja concentración de energía de una columna de Anfo, en la década de los 60 se inició una intensa 38

investigación al respecto optándose desde 1968 por adicionar algunas sustancias capaces de generar gran cantidad de calor, como el aluminio, con resultados técnicos y económicos muy atractivos. Los incrementos de energía relativa respecto al Anfo, resultan técnicos y económicamente ventajosos hasta un 13 o 15 % del aluminio; más aún, con porcentajes superiores al 25 % se produce un retroceso en la eficiencia energética, ver 3.5. FIGURA 3.5 % ALUMINIO/ ANFO SIN Al  Energía relativa respecto al anfo 1,5 1,4 1,3 1,2 0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 % de Aluminio en el Anfo

Se ha establecido que el aluminio no debe tener un tamaño menor a las 150 mallas, debido a que en estado muy  polvoriento tienden a producirse explosiones prematuras; un tamaño máximo de 20 mallas para que entregue toda su energía en la zona de reacción, de modo que contribuya a sostener la onda de choque; y un grado de pureza de mínimo 94 %, lo que permite utilizar aluminio de desechos de otros procesos, a un costo relativamente bajo.

39

3.1.4 Emulsiones. Por primera vez apareció en el mercado a inicio de la década de los 60, constituyéndose actualmente en el explosivo industrial más moderno, considerando que el anfo pesado apareció posteriormente, no es nada más que mezclas de Anfo con emulsiones en porcentajes variados. En realidad se constituyó en la culminación de una  búsqueda iniciada al principio de los 60 tendiente a combinar una sustancia oxidante con un aceite mineral. El Anfo fue el primer logro exitoso, que siendo una mezcla sólida - líquido se maneja como si fuera un sólido, debido a que el pequeño porcentaje de líquido es totalmente absorbido por los prills; Continúa con los acuageles constituidos por ingredientes líquidos y sólidos, se debe manipular como tal, por su alto porcentaje de líquido, y finalmente las emulsiones constituidas por una mezcla de 2 fases líquidas. Esta sucesión de tipos de explosivos se caracteriza porque el tamaño de las partículas de los ingredientes es cada vez menor, partiendo por los 2 mm. De los prills del Anfo, siguiendo por los 0,2 mm. De los sólidos que conforman el medio discontinuo de los acuageles, hasta llegar a los 0,001 mm. De las micro gotas de las emulsiones, todo lo cual se traduce en un incremento de la velocidad de 3.000 m/seg. , y 5.000 a 6.000 m/seg. Respectivamente. Las emulsiones consisten; en gotas microscópicas de una solución oxidante de nitrato de amonio, que puede o no estar mezclado con nitrato de sodio, recubierto por una  película continua también microscópica de un reductor líquido como cera o petróleo, y sensibilizados por burbujas de aire de 10-3 a 10-5 cms o micro esferas huecas de vidrio, resina u otro material, uniformemente distribuidas en la mezcla explosiva que al ser sometidas a algún tipo de  presión adiabática, liberan calor transformándose en puntos 40

calientes que hacen reaccionar las partículas que encuentren en su entorno inmediato. Como el contacto reductor - oxidante es muy íntimo, y las dimensiones son todas microscópicas, la reacción es muy rápido. Además, contiene algunos agentes emulsificantes destinados a reducir la tensión superficial entre las dos fases inmisibles entre sí, con el objeto de facilitar su emulsionamiento. Tiene, además, el gran mérito de ser el primer explosivo que utilizó simples burbujas de aire entrampadas en la mezcla, en lugar de los sensibilizantes químicos tradicionales, con una significativa disminución de costos;  pero con un serio problema de insensibilización en el fondo de los tiros profundos, debido al efecto desplazador de las  presiones generadas por las aguas subterráneas y/o la columna explosiva, conocido por   dead pressed . Posteriormente el problema quedó resuelto mediante la utilización de burbujas entrampadas en micro burbujas de vidrio, resinas u otro material poroso, capaces de soportar estas presiones sin sufrir desplazamiento alguno, garantizando una uniforme distribución del sensibilizante a lo largo y ancho de la columna explosiva. Se debe tener presente que la sensibilidad de las emulsiones es afectada por las variaciones de la densidad, tornándose totalmente insensibles cuando se alcanza su valor crítico. Las emulsiones están desplazando aceleradamente a los restantes explosivos en voladuras con agua, debido a las siguientes razones: · Menor costo: sus materias primas como el nitrato de

amonio, el agua y los reductores son baratas. 41

· Proporciona una gran gama de densidades que van de 1

a 1,45 gr/cc. Facilitando la obtención de variadas concentraciones de energía a lo largo de la columna explosiva. · Elevadas potencias producto de sus velocidades que

fluctúan entre 4.000 y 5.000 m/seg., independiente del diámetro del producto encartuchado. · Muy buena resistencia al agua debido a la excelente

 protección que proporciona la película continua de aceite reductor en torno de las micro gotas de solución oxidante, contra la acción lixiviadora del agua subterránea. · Mínimo riesgo en su fabricación y manipulación; debido

a que ninguno de sus ingredientes es un explosivo en sí, los procedimientos de fabricación son sencillos y sin complicaciones y las mezclas explosivas resultantes, con excepción de las de pequeño diámetro, son altamente insensibles, requiriéndose un impulso muy fuerte para su iniciación. · Facilidad de utilizar camiones fábrica, lo que elimina la

necesidad de tener polvorines para almacenar altos explosivos en espera de ser utilizados en faena, disminuyendo significativamente las inversiones iniciales y los posteriores gastos de mantenimiento de los almacenes de explosivos. Algunas de las desventajas que presentan las emulsiones son las siguientes: · Estricto control de las condiciones de preparación.

42

· Fuerte influencia de las bajas temperaturas. · Efectos de contaminación al cargarse a granel.

3.1.5 Anfos pesados. Es una nueva mezcla explosiva producto del remplazo del exceso de aire presente en el interior del anfo, por una emulsión de alta potencia (ver fig. 3.6). En efecto; si se considera el espacio existente entre los prill y en sus respectivas porosidades, se podría establecer con relativa facilidad que, corresponde al 50 % del volumen de esta mezcla explosiva, y que bastaría con las burbujas entrampadas en las porosidades de los prill, 30 % del aire total, para disponer de los spots necesarios que aseguren la continuidad de la reacción a lo largo de la columna explosiva. Mediante un programa de investigación, se pudo establecer que a medida que se aumentaba el contenido porcentual de emulsión, su resistencia al agua se iba incrementando hasta llegar a ser excelente, a partir del momento en que se superaba el 62 %. FIGURA 3.6. ESTRUCTURA DEL ANFO PESADO

43

140 120 100

50

80

40

60

32

40

Lín

20 0 1.0 Kg/m 3

2.0 Kg/m3

3.0 g/m3

4.0 Kg/m 3

Algunas de las ventajas de los anfos pesados son las siguientes: · Resistencia creciente al agua. · Energía creciente respecto del Anfo. · Se incrementa la sensibilidad respecto del Anfo. · Facilita el efectuar cargas con potencias variables a lo

largo del tiro. 3.1.6 Acuageles. Esta fue la primera mezcla explosiva exitosa en la  búsqueda de un explosivo que conservando gran parte de las ventajas del Anfo, supera sus principales desventajas como su baja densidad y su nula resistencia al agua. 44

Básicamente consiste; en una fase continua de una solución oxidante saturada de nitrato de amonio, acompañada a veces con nitrato de sodio, y una discontinua por reductores sólidos como carboncillo pulverizado, azúcar y a veces oxidantes sólidos como prills de nitrato de amonio, mezclados en proporciones adecuadas para obtener un  buen balance de oxígeno. Además, contiene variados tipos de sensibilizantes como aluminio o TNT, algunos espesadores y croslinqueadores. De acuerdo con el tipo de sensibilizante, se pueden obtener acuageles explosivos de pequeño diámetro, sensibles al detonador Nº 8, sustituto de las dinamitas en labores de avance y de producción en minería subterránea; y acuageles agentes explosivos utilizados a granel en  perforaciones de gran diámetro, normalmente superiores a las 5 , y que deben ser iniciados por dispositivos de gran  potencia como los APD. Para mantener atrapados los spots y uniformemente distribuida la fase discontinua, es necesario gelar los espesadores como la goma de guar, con agentes químicos como el dicromato de sodio o el bórax que provocan el enlazamiento entrecruzado de las largas cadenas del guargum, proporcionándole además una gran resistencia al agua.

Ventajas · Puede fabricarse y bombearse en la misma fuente de

trabajo. · Gran seguridad en su manipulación: Por no tener

ingredientes explosivos como la nitroglicerina.

45

·

Buena sensitibidad: asegurando la propagación a lo largo de toda la columna explosiva.

· Gran densidad: permitiendo ubicar una mayor

cantidad de energía en el volumen proporcionado por los tiros, con los respectivos incrementos de los  burden y espaciamientos. 3.1.7 Dinamitas. Después de cientos de años utilizando la pólvora como único explosivo, Sobrero por fin descubrió la nitroglicerina con que luego Novel, un poco por casualidad inventó la dinamita en 1864, al observar que el Kieselguhr absorbía en la proporción 3: 1 a la nitroglicerina y le quitaba gran parte de su extremada sensibilidad, permitiendo su manipulación, almacenamiento y transporte en condiciones bastante más segura que la nitroglicerina pura. Posteriormente Kieselguhr fue reemplazado por sales oxidantes y sustancias combustibles que contribuían con energía adicional; la nitroglicerina fue sustituida  parcialmente por nitroglicol para bajar los costos,  proporcionarle mayor estabilidad y bajar su punto de congelamiento; se le adicionó nitrocelulosa para gelatinizarla con el fin de proporcionarle una mayor resistencia al agua, y prevenir la exudación de la nitroglicerina. Las sales oxidantes e ingredientes carbonáceos complementaron la mezcla explosivas, para  proporcionarles una adecuada sensibilidad y un óptimo  balance de oxígeno, y de paso poder ofrecer en el mercado distintos tipos de dinamitas, con un amplio rango de  propiedades. 46

3.1.8 Dinamita permisibles o de seguridad. Son explosivos generalmente sensibilizados con nitroglicerina, especialmente preparados para utilizarse en un ambiente inflamable de polvo de carbón y/ o metano, debido especialmente a su baja temperatura de explosión. Los requisitos mínimos para ser considerados permisibles, son diferentes según sea el país o el sector minero de que se trate, debido a las diferentes profundidades a que se encuentran los yacimientos de carbón y por ende a su mayor o menor contenido de gas grisú. Es por eso que cada país tiene sus propios reglamentos y normas de acuerdo a su realidad, e incluso en un mismo país existen disposiciones y exigencias diferentes, que responden a las condiciones de peligrosidad presentados por cada uno de sus yacimientos de carbón. Un buen explosivo de seguridad debería cumplir con los siguientes requisitos, si se desea utilizar en minas profundas altamente grisuosas: Velocidad máxima : 2.200 m/s sin confinar Potencial energético : 600 Kcal/kg. máximo Volumen de gases : 600 lit./kg. mínimo Temperatura de detonación : 1.500º C máxima Sensibilidad cartuchos 1 ¼ x 8 : 4 pulgadas mínima Llama : Corta, poca duración y baja temperatura Exigencia experimental: Aprobar test en túnel de  pruebas Gases tóxicos : Mínimos De acuerdo con el tipo de aditivo inhibidor que contengan, los explosivos de seguridad, se clasifican en clásicos y de intercambio iónico. 47

3.1.9 Explosivos de seguridad clásicos. En su composición se utiliza sal común como sustancia inhibidora, con diferentes grados de fineza según sean los requerimientos de seguridad que se desea satisfacer. Es importante hacer notar que si bien el explosivo incrementa su seguridad con una mayor fineza de esta sal inerte, al mismo tiempo disminuye sensiblemente su detonabilidad, a tal grado que simplemente pueden llegar a no reaccionar. Por estas razones los fabricantes tienen que establecer experimentalmente, cual es el grado de fineza que se debe utilizar este inhibidor, para alcanzar un buen equilibrio entre su sensibilidad y su detonabilidad. 3.1.10 Explosivos de seguridad de intercambio iónico. Denominado también como de seguridad reforzada; aparecieron en la industria del Carbón hace sólo algunas décadas y su diferencia con el clásico básicamente consiste en que en vez de cloruro de sodio, utiliza variados ingredientes, como el par salino Nitrato Sódico- Cloruro Amónico, que al combinarse en el momento en que se  produce la detonación, genera el inhibidor NaCI en estado naciente, condición en la cual resulta mucho más activo.

3.2

EXPLOSIVOS PRODUCIDOS POR LA INDUSTRIA MILITAR FABRICA DE EXPLOSIVOS ANTONIO RICAURTE 48

3.2.1  IINDUGEL PLUS AP DESCRIPCIÓN Explosivo tipo hidrogel Aluminizado, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de los ingredientes oxidantes y combustibles sensibilizados en la mezcla, empleado en minería y obras civiles en pequeños diámetros.

USOS - En voladuras en ausencia de gas grisú y polvo de carbón. - Para explotación de minerales como el oro, esmeraldas, sal, caliza u obras construcción. - Voladuras subterráneas con adecuada ventilación. - Explotación de roca semidura a dura. - En demoliciones de edificios e infraestructuras civiles. - Se emplea como carga de columna con detonador N° 8 como iniciador.

CARACTERÍSTICAS 1.Elevada seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto. 2.Excelente resistencia al agua. 3.Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica. 4.Humos: Clase 1. 5.No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo. 6.Sensible a detonador N° 8. 7.Cartuchos con numeración codificada visible e invisiblemente.

49

8.Encartuchado en tubos de polietileno grapados en sus extremos y embalados en cajas de cartón con 25.0 kg de  peso neto y 26.2 kg de peso bruto.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA

VALOR NOMINAL

Densidad (g/cm3 ) 1.20 Velocidad de detonación (m/s) () 4200 Potencia absoluta en volumen, ABS (cal/cm3 ) 1085 Potencia absoluta en peso, AWS (cal/g) 904 Potencia relativa en volumen, RBS (*) 143 Resistencia a la humedad Excelente ( * ) Al aire sin confinar ( ** ) ANFO = 100

3.2.2 SISMIGEL  P PLUS DESCRIPCIÓN Explosivo tipo hidrogel, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de los ingredientes oxidantes y combustibles en la mezcla, con velocidad de detonación alta para la prospección sísmica.

USOS - Usado en exploración petrolera CARACTERÍSTICAS

50

1.Alta seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto. 2.Muy buena resistencia al agua. 3.Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica. 4.No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo. 5.Sensible al detonador sismográfico N° 8. 6.Unidades con numeración codificada visible y rotulo interno. 7.Su presentación se hace en unidades de 150 y 450 g de  peso unitario, en envase plástico roscable para acople de columna, y empacadas en cajas de cartón. 8.Según necesidades del mercado se producen en unidades de peso unitario diferente desde 900 a 2700 g y se zunchan por 10.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA

VALOR NOMINAL

Densidad ( g/cm3 ) 1.20 Velocidad de detonación (m/s) () 5600 Potencia absoluta en volumen, ABS (cal/cm3 ) 1006 Potencia absoluta en peso, AWS (cal/g) 838 Potencia relativa en volumen, RBS (*) 133 Resistencia a la presión hidrostática a 2 kgf/cm2  por 24 h Positiva Sensibilidad a detonador sismográfico N° 8 Positiva ( * ) Al aire sin confinar.( ** ) ANFO = 100

3.2.3 INDUGEL AV 800

51

DESCRIPCIÓN Agente de voladura tipo hidrogel, con sustancias gelificantes que evitan la segregación de los ingredientes oxidantes y combustibles en la mezcla, empleado en minería en trabajos a cielo abierto, en presencia de agua en diámetros de barreno igual o mayor a 89 mm (3.5  pulgadas).

USOS - En voladuras a cielo abierto en presencia de agua. - Explotación de rocas blandas o semiduras. - Se emplea como carga de columna con multiplicador como iniciador.

CARACTERÍSTICAS 1.Elevada seguridad en su manejo debido a su baja sensibilidad al roce y al impacto. 2.Buena resistencia al agua. 3.Explosivo denso, fácilmente sumergible en agua y con alta energía específica. 4.Humos: Clase 1. 5.No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo. 6.No sensible al detonador N° 8. 7.Cartuchos con numeración codificada visible. 8.Encartuchado en tubos de polietileno grapados en sus extremos y embalados en cajas de cartón con 25.0 kg de  peso neto y 26.2 kg de peso bruto.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA

VALOR NOMINAL 52

Densidad ( g/cm3 ) 1.20 Velocidad de detonación (m/s) () 4000 Potencia absoluta en volumen, ABS (cal/cm3 ) 1080 Potencia absoluta en peso, AWS (cal/g) 900 Potencia relativa en volumen, RBS (*) 143 Resistencia a la humedad Excelente ( * ) Al aire sin confinar, con multiplicador de pentolita de 337.5 g( ** ) ANFO = 100

3.2.4 ANFO DESCRIPCIÓN Agente de voladura basándose en nitrato de amonio y otros componentes para mejoras sus propiedades explosivas, muy sensible a la humedad, por lo tanto se debe utilizar en  barrenos secos, y en voladura a cielo abierto.

USOS - En voladuras a cielo abierto sin presencia de agua. - Explotación de calizas en mediana minería, canteras u obras de construcción. - Explotación de roca blanda o semidura, usando iniciador multiplicador de fondo.

CARACTERÍSTICAS 1.Muy seguro en su uso y manejo. 2.Ninguna resistencia al agua. 53

3.Insensible al choque y fricción. 4.No produce dolores de cabeza durante su almacenamiento y empleo. 5.No sensible al detonador N° 8. 6.Se recomienda su empleo en diámetros superiores a 50 mm. 7.Empacado en bolsas con 25.0 kg de peso neto.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA

VALOR NOMINAL

Densidad (g/cm3 ) Velocidad de detonación (m/s) () Potencia absoluta en volumen, ABS (cal/cm3 ) Potencia absoluta en peso, AWS (cal/g) Potencia relativa en volumen, RBS (*) Volumen de gases (l/kg.)

0.85 3000 757 890 100 1044

( * ) En 4 pulgadas y tubo de PVC, con multiplicador de  pentolita de 337.5 g ( ** ) ANFO = 100

3.2.5 EMULSIÓNES DESCRIPCIÓN Agentes de voladura con una fase dispersa constituida por una solución acuosa concentrada de sales oxidantes y la fase continua compuesta por hidrocarburos.

USOS

54

- En voladuras a cielo abierto en forma bombeada, en explotaciones de gran minería con diámetros de  perforación mínimo de 100 mm. - Explotación de roca, usando iniciador multiplicador de fondo.

CARACTERÍSTICAS 1.Muy segura en su uso y manejo. 2.Excelente resistencia al agua. 3.Alta seguridad frente a estímulos de impacto, fricción y calor. 4.No sensible al detonador N° 8. 5.Se recomienda su empleo en diámetros superiores a 100 mm. 6.Cargada a granel mecanizado o por bombeo. 7.Bajo nivel de humos residuales de voladura 8.Sensibilizada en el momento de cargue químicamente o mecánicamente con microbalones.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA

VALOR NOMINAL

Densidad sensibilizada (g/cm3 ) 1.25 Velocidad de detonación (m/s) 5250 Potencia absoluta en volumen, ABS (cal/cm3 ) 870 Potencia absoluta en peso, AWS (cal/g) 690 Potencia relativa en volumen, RBS () 118 Potencia relativa en peso, RWS () 78 Presión de detonación (kilobar) 85 Resistencia al agua Excelente ( ** ) ANFO = 100

55

3.2.6 MECHA  D DE  S SEGURIDAD DESCRIPCIÓN Es un cordón de núcleo de pólvora negra rodeado de  papel, varias capas de hilo algodón, brea y cloruro de  polivinilo (PVC) que garantiza su impermeabilidad, flexibilidad y resistencia a la abrasión.

USOS -Usado como transportador de llama y como iniciador de detonadores comunes N°s 6 y 8 en cápsulas de cobre y aluminio. -Transmisor de energía calórica hasta el detonador sensible a la misma, el cual explota y se encarga de iniciar los explosivos sensibles que están en contacto con éste.

CARACTERÍSTICAS 1.Manipularse con el cuidado que requiere un elemento combustible y explosivo sensible a la fricción, a la chispa y el fuego. 2.Muy buena resistencia al agua siempre y cuando no se haya maltratado su capa impermeabilizante. 3.Aceptable resistencia a la tracción, abrasión y esfuerzos mecánicos. 4.Unidades con numeración codificada visible y rotulo interno. 5.Su presentación se hace en bobinas de 250 m, embaladas en cajas de cartón.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS 56

CARACTERÍSTICA Densidad de carga (g/m) Velocidad de combustión (s/m) Alcance de llama (mm) Resistencia a la humedad

VALOR NOMINAL 5.0 130 40 mínimo Excelente

3.2.7CORDÓN  D DETONANTE DESCRIPCIÓN

Es un cordón conformado por un núcleo de alto explosivo: Pentrita (PETN), recubierto por una serie de fibras sintéticas y revestido exterior plástico de cloruro de polivinilo (PVC) de color que forman un conjunto flexible, resistente a la tracción humedad y abrasión. USOS

- Usado como transmisor de una onda detonante desde un punto a otro, o de una carga explosiva a otra. - Iniciador de barrenos. - Trabajos de corte y voladuras especiales. - Línea principal, puede iniciar líneas adicionales conectadas con nudo hasta formar una red, haciendo detonar los barrenos en forma simultanea. CARACTERÍSTICAS

57

- Manipularse con el cuidado que requiere un explosivo en su manejo, transporte y almacenamiento. - Muy buena resistencia al agua siempre y cuando no se haya maltratado su capa impermeabilizante. - Buena resistencia a la tracción, abrasión y esfuerzos mecánicos. - Unidades con numeración codificada visible y rotulo interno. - Su presentación se hace en bobinas de 250 m, embaladas en cajas de cartón. ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA NOMINAL

VALOR

Densidad de carga (g/m) 6 y 12 Velocidad de detonación (m/s) 7000 Resistencia a la tracción (kg-f) 70 máximo Sensibilidad al detonador N° 8 Positiva Impermeabilidad a la presión hidrostática 3 kg/cm2 por 24 h Excelente

3,

3.2.8 PENTOFEX DESCRIPCIÓN

58

Multiplicador iniciador de fondo de barreno de los agentes de voladura, conformado por mezcla de potentes explosivos, con alta presión y velocidad de detonación.

USOS - Iniciador de columna de explosivos de baja sensibilidad (ANFO, Emulsión, AV 800) en voladuras a cielo abierto. - Multiplicador para explosivos de columna agentes de voladura para que alcancen su máxima velocidad de detonación y desarrollen toda su potencia.

CARACTERÍSTICAS 1.Pese a su buena seguridad en su manejo debido a su relativa baja sensibilidad al roce fuego y al impacto, se deben seguir todas las normas de seguridad establecidas  para altos explosivos. 2.Excelente resistencia al agua. 3.Gran presión de detonación y alta densidad. 4.Sensible al detonador N° 8 común, eléctrico o nonel y al cordón detonante. 5.Unidades con numeración codificada visible y rótulo interno. 6.Envasados en tubos de cartón embalados en cajas de cartón.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS CARACTERÍSTICA NOMINAL Densidad (g/cm3 )

VALOR 1.60 59

Velocidad de detonación (m/s) Presión de detonación (kilobar) Resistencia a la presión hidrostática a 2 kgf/cm2  por 24 h Sensibilidad al detonador N° 8 Resistencia a l agua

6700 180 Positiva Positiva Excelente

60

CAPITULO 4. DISEÑO DE VOLADURAS A CIELO ABIERTO 4.1.

Introducción. Dentro de los tipos de voladuras, las ejecutadas en banco pueden considerarse como las más usuales y se pueden definir como voladuras realizadas con barrenos normalmente verticales en una o en varias hileras, con salida hacia la cara libre. Los barrenos pueden tener el fondo encerrado o libre, lo cual implica, en este último caso, que el barreno termina por encima de la superficie libre horizontal, de hecho, casi todos los tipos de voladura pueden ser considerados de alguna forma como voladura en banco. Las voladuras en trinchera son similares, pero el grado de fijación de la roca es superior, requiriéndose por lo tanto un incremento de la carga especifica y una mayor perforación. En el caso de voladuras en túnel, existe solamente una cara libre que es el frente del túnel. Después de haber volado el cuele, la roca que permanece  presenta la forma de voladura en banco contra el hueco formado, denominándose destroza. Los diferentes tipos de roca con características tan dispares como son la resistencia a la tracción, compresión y cizalladura afectan el resultado de una voladura, dado que esta resistencia debe ser vencida, si se pretende romper la roca por el efecto del explosivo. Un factor que tiende a dificultar este aspecto es el hecho de que las rocas mantienen muy pocas veces su homogeneidad dentro de cada tipo. Las grietas y las fallas pueden cambiar total o  parcialmente su resistencia en relación con el explosivo. En zonas con existencia de fallas (donde la resistencia de la roca en su 61

conjunto depende de la fricción entre los distintos planos); existe una amplia gama de características en las voladuras, comparado  por ejemplo, con zonas de roca dura y homogénea con una resistencia a la tracción de 200 kg/cm2. Las rocas que contienen pizarra y con huecos que pueden  proporcionar a los gases formados por la detonación, la  posibilidad de penetrar por los mismos sin producir ningún efecto,  pueden ser difíciles de volar, a pesar del hecho de tener  propiedades resistentes más bajas. La base teórica disponible para el calculo de la carga se fundamenta en valores empíricos proporcionados por los ensayos de voladuras y por los resultados prácticos que se han ido acumulando. La unidad que parece indicar con mayor simplicidad las características de la roca a la voladura (con un explosivo determinado) es la que manifiesta la relación entre la cantidad de explosivo de una determinada potencia y el volumen de roca arrancado. Esta es la carga especifica en Kg/m3. Usando un sistema de calculo basado en la carga especifica, es  posible determinar la carga adecuada para un tipo de roca considerado, a pesar de que existan variaciones en sus características a la voladura. La carga especifica es una excelente unidad para el calculo de las cargas, pero la distribución del explosivo es de suma importancia. A igualdad de carga especifica, una voladura realizada con  barrenos muy próximos y de pequeño diámetro proporciona una mejor fragmentación que, si se utilizan barrenos de gran diámetro y con esquema más amplio. Si los cálculos se basan en una carga especifica de 0,40 Kg//m3 necesaria para romper la piedra en el fondo, (de acuerdo con 62

Langefors), entonces se puede calcular el Espaciamiento que debe ser utilizado con diferentes diámetros. Es de gran importancia para obtener el resultado deseado en una voladura, conseguir en la práctica la concentración de carga estimada teóricamente. En el caso de voladuras en banco a cielo abierto se considera que la zona del fondo, al existir una mayor constricción, se requiere una determinada carga especifica para desprender la roca, carga de fondo. Por encima de esta zona, la carga de columna, se requiere una concentración de carga considerablemente menor para desprender la piedra. En la práctica, se utiliza con frecuencia un exceso de carga para compensar las desviaciones del barreno y conseguir una mayor potencia necesaria para el esponjamiento y lanzamiento de la roca hacia delante. El sistema de encendido utilizado es de gran importancia. Las voladuras realizadas con tiempo de retardo muy pequeños implican en principio que la roca se rompa por etapas, con diferencia de tiempos de milésimas de segundo entre barrenos adyacentes. El efecto de tiempos de retardo muy cortos entre  barrenos adyacentes se traduce en una colaboración entre sí para la rotura de la roca, consiguiendo, además, mantenerla unida durante la voladura, produciendo menor efecto de proyección. Si se utilizan tiempos de retardo de varios segundos, el proceso de la voladura tendría un carácter completamente distinto, obteniéndose una gran proyección o una mala rotura de la roca, con aumento en la fragmentación y obtención de grandes bloques. Hace muchos años, los especialistas en voladuras estaban obligados a calcular individualmente cada carga,  proporcionándoles un conocimiento completamente distinto del actual, en lo relativo al efecto ejercido por el explosivo, ya que el amplio campo de aplicación de las voladuras con microretardo, implica el que actualmente exista un enmascaramiento de dicho 63

efecto. No obstante, hoy día existe personal altamente especializado trabajando en voladuras con precaución, controladas, demoliciones, etc. La cantidad de explosivo utilizado debería ser muy próxima a la mínima necesaria para desprender la roca, significando esto que el efecto obtenido puede ser estudiado de una forma completamente distinta. Por ejemplo, en canteras de las que se pretende obtener  bloques de granito diabasa, el personal suele estar muy adiestrado  para determinar los posibles planos de rotura de la roca. Mucho se ha dicho sobre voladuras, tanto en teoría como en la  practica. Cuando se utilizan tablas y cálculos en los trabajos de voladuras, deben ser adaptadas para cada caso en particular a las condiciones existentes, teniendo este aspecto mayor importancia en el caso de voladuras con precaución que en el caso de voladuras de producción. Un cálculo teórico no puede predecir todos los detalles que tendrán lugar durante las operaciones de  perforación y voladura, ya que básicamente dependerán de las variaciones de las características en la roca, así como de las fallas, grietas y zonas débiles existentes. Toda persona encargada de las voladuras, debería apoyarse en  principio en alguna de las numerosas teorías de diseño disponibles en la actualidad, para efectuar los ajustes necesarios, mediante  pruebas de terreno, con un mínimo de tiempo y costo. Una vez establecidos los disparos estándar, con ayuda de una  bitácora; se podría establecer a priori la cantidad de explosivo y accesorios que es necesario transportar a cada voladura, contar con una carta de cargue para la distribución de la carga y de los retardos, de modo de efectuar la operación con la máxima eficiencia y el mínimo de tiempo. Es necesario hacer hincapié en que todo diseño debe ajustarse a los cambios que se van  produciendo en la roca. 64

Son tres las teorías más utilizadas para el diseño de voladuras a cielo abierto.

LA ACUMULACION DE UNA BUENA EXPERIENCIA PRACTICA Y UNA SOLIDA FORMACION TEORICA, CONSTITUYEN LA MEJOR COMBINACION PARA TODO PROFESIONAL. 4.2. Teoría de Konya.

Burden : 0,67 * De (St v  / Sgr) 0,33 (pies) De : diámetro del explosivo en pulgadas St v : Fuerza relativa ( respecto del Anfo = 100 ) Sgr : Gravedad específica de la roca.

Correcciones al Burden teórico: ·

Kr  : Corrección por el número de filas. Cuando se realizan voladuras con más de 2 filas, se produce una resistencia adicional para las filas posteriores producto del material de las  primeras filas que queda en el piso; además hay voladuras que se realizan cuando todavía queda material sin cargarse (buffer), y es por este motivo que se debe considerar importante adaptar el Burden a estas condiciones, ver tabla 4.1. Tabla 4.1

CORRECCIÓN POR EL NÚMERO 1 o 2 filas de barrenos 3 o más filas, Voladuras con buffer.

DE FILAS

Kr 1.00 0.90 65

·

Kd : Corrección por la disposición de la roca, tabla 4.2. Tabla 4.2

CORRECCIÓN POR DISPOSICIÓN DE ROCA

Kd

Estratificaciones escarpadas inclinadas hacia el

1.18

interior del macizo rocoso. Estratificaciones escarpadas inclinadas hacia la

0.95

cara del disparo. Otros casos de disposiciones.

·

1.00

Ks : Corrección debido a las estructuras geológicas, tabla 4.3.

Tabla 4.3 CORRECCIÓN POR ESTRUCTURAS

Ks

66

Fracturas débiles frecuentes, estratos débiles

1.30

Estratos bien cementados

1.10

Roca masiva intacta

0.95

Con estas correcciones se obtiene un Burden práctico dado por la siguiente ecuación: BURDENPRÁCTICO   = BURDEN TEÓRICO * Kr * Kd * Ks

Espaciamiento. ESPACIAMIENTO

L/B < 4

L/B ³ 4

Instantáneo

S = (L + 2B) / 3

S = 2B

Retardo

S = (L + 7B) / 8

S = 1.4 B

L = Altura de banco (pies) B = Burden (pies) S = Espaciamiento (pies)

Taco.

T = 0.7 * B (pies)

Sobreperforación.

J = 0.3 * B (pies) 67

Selección del tamaño apropiado de los barrenos. La selección del tamaño apropiado de los pozos requiere de la evaluación del efecto del largo del pozo sobre la fragmentación, onda aérea, proyecciones de roca y vibraciones del terreno; y, además, el costo de perforación. Una de las formas de establecer los efectos que tendrá en la voladura la relación de la altura de los pozos con el Burden, es la razón de rigidez. La razón de rigidez es el cuociente entre la altura del banco y el Burden. Con la ayuda de este cuociente se puede establecer a  priori, aproximaciones de los efectos adversos anteriormente descritos, ver tabla 4.4. Tabla 4.4 RAZÓN DE FRAGMENRIGIDEZ

TACIÓN

ONDA

PROYEC-

VIBRA-

AEREA

CIONES

CIONES

NOTA

1

POBRE

SEVERO

SEVERO

SEVERO

Rediseñar

2

SUAVE

SUAVE

SUAVE

SUAVE

Rediseño  posible

3

BUENO

BUENO

BUENO

BUENO

Buena fragmentac

4

EXCELENTE

EXCELENTE

EXCELENTE

EXCELENTE

Optimo

Diámetro de perforación. 68

El diámetro de perforación se puede calcular indirectamente a través de la razón de rigidez deseada y luego, utilizando la ecuación del Burden teórico se despeja el diámetro del explosivo requerido, por lo tanto: Sí,

L / B = 3 entonces,  por lo tanto:

B= L/3

De = L / 2.01 * (Stv / Sgr) 0.33 Donde, L = Altura del banco (pies) 4.3.

Teoría de Rodgers. Burden. B = (((DE * 2 ) / RD ) + 1.8 ) * ( CD / 25.4)) * 0.3048 Donde :

CD = diámetro de la carga explosiva (mm) DE = densidad del explosivo (g / cc) RD = densidad de la roca g / cc) B = burden (m)

Espaciamiento.

S = (1.0 a 1.8) * B

Sobreperforación.

J = (0.3 a 0.5) * B

Taco.

T = (0.7 a 1.3) * B

Sí el diámetro de perforación en mm, dividido por el taco en m es mayor a 55, se puede producir proyección de roca y ventilación prematura.

Contención Relativa (RC). 69

Selecciona la longitud del taco basándose en la energía de la carga en lugar de la dimensión de la carga.

RC = (long. taco / 0.3048) + (diám. carga / 25.4) * 0.25 ( Energía carga / 2498) * (diám. carga / 25.4) Este índice debería ser superior a 1.4, de lo contrario se recomienda revisar la distribución vertical de la energía

Distribución de la Energía (%). Distribución Vertical = (Long. carga / altura del Banco) x 100 Distribución Energía = (1 - (Long. Taco / Altura Banco)) x 100. · La distribución vertical en roca bien constituida debería

ser igual o superior al 80 %. · Una aceptable distribución de la energía se obtiene con el 65 %. 4.4

Teoría de Langefors. 1.47 * (l b) 1 / 2   para dinamitas · Burden max = 1.45 * (l b) 1 / 2 para emulsiones 1.36 * (l b) 1 / 2 para Anfo l b = concentración de carga (Kg / m) ·

Espaciamiento =

1.25 * B (m)

·

Sobreperforación =

0.3 * B (m) 70

·

Long. tiro

=

1.05 * (H + J) (m)

·

Taco

=

·

Error perf.

= d / 1000 + 0,03 * Long. tiro (m)

·

Concentración Carga de Fondo (lb)

B

Concentración carga de fondo, de acuerdo al diámetro de  perforación y tipo de explosivo

Diámetro (mm)

51

Anfo (Kg / m)

1.6 2.6 3.6 5.0

Emulite (Kg / m)

64

76

89 102 6.5

152

10.1

14.5

2.3 3.7 5.0 7.1 9.3 ------- --------

Emulite bulk (Kg /m) 2.4 3.9 5.3 7.5 9.9 Dinamita (Kg / m)

127

15.3

21.9

2.6 4.0 5.6 7.8 10.2 ------- --------

·

Altura carga de fondo (hb)

= 1. 3 * B

·

Peso carga de fondo (Qb)

= lb * hb

·

Concentración carga columna (l c) = 0. 5 * l b

·

Altura carga columna (h c)

= H - hb - T

·

Peso carga de columna (Qc)

= lc * hc 71

·

Peso total de explosivo (Q total)

= Qb + Qc

·

Carga específica

= n * Q total B*H*w

(q)

n = numero de tiros por filas H = altura del banco (m) w = ancho del disparo (m) PROPIEDADES DE LAS ROCAS Tipo de roca

Escala de Densidad

Basalto 2.8 Bauxita 1.6 Arcilla (húmeda) 1.6 Carbón Antracita 1.3 Carbón Bituminoso 1.2 Mineral de Cobre 2.1 Diabasa 2.6 Diorita 2.8 Dolomita 2.8 Tierra Seca 1.5 Tierra húmeda 1.9 2.1 Gneis 2.6 Granito 2.6 Ripio - seco 1.8 Ripio Húmedo 2.0 Yeso 2.3 Hematita 4.5 Min. de Plomo Galena 7.2 Piedra calcárea 2.4 Limonita 3.6

3.01 2.5 1.8 1.8 1.5 2.3 3.0 - 3.0 2.9 1.7 2.9 2.9 2.0 2.2 3.3 5.3 7.7 2.9 4.0

Velocidad Sónica 15 18.700 4 8.200

15 - 16.700 16 17.900 2 6500 15 18-300 8 6.500 7 12.000 17 18.200 12 19.400

72

Magnesita Magnetita

3.0 3.2 4.9 5.2

Mármol Mica Esquisto

2.1 2.9 2.5 2.9

Fosfato Pórfido Cuarsita Sal Arenisca Esquisto Sílice Pizarra Talco Roca trapeana

2.9 2.5 2.8 2.1 2.0 2.4 2.2 2.5 2.6 2.6

3.2 2.6 2.8 2.6 2.8 2.8 2.8 2.8 2.8 3.0

13 14.500

17 19.500 5 12.900 13 14.900

CALCULOS COMPLEMENTARIOS A LAS VOLADURAS ·

Densidad de carga (Kg / m) = 0, 0031415 x D explosivo x (D perforac. / 2) 2

Factor de carga (Kg / m 3) explosivo / H * B * S ·

= Dens. Carga x long.

Factor de Energía (Kj / Ton) = (Peso explosivo * Energía explosiva / 1000) / (D. roca * B * S * H) ·

4.5

El factor de energía debería fluctuar entre 500 y 1250 Kj, con un valor promedio para una primera voladura de 900 Kj / ton. VOLADURAS EN BANCOS BAJOS

73

Aunque no se ha determinado directamente el límite de apreciación entre voladuras en bancos normales y en bancos bajos, usualmente se consideran bajos aquellos que tienen una altura menor de 1,0 2,0 m., debido a que este tipo de banco exige un costo de voladura por metro cúbico mas elevado. Desde el punto de vista de la pura técnica de voladuras, el límite entre bancos normales y bajos depende del diámetro de  perforación utilizado, por ejemplo, en el caso de una voladura en la cual se utiliza un diámetro de 100 mm., los bancos de 5 m. Pueden ser considerados como bancos bajos. La relación entre el diámetro de perforación utilizado y la altura de banco, determina dicho concepto, ya que, si en la práctica fuera posible utilizar un diámetro de perforación de 10 mm., entonces el término de banco  bajo no existiría. Técnicamente, lo correcto sería definir como  bancos bajos aquellos en los cuales su altura es inferior a 2 X Vmax. En las tablas de perforación y voladura se han incluido los datos correspondientes a bancos bajos cuando se utilizan grandes diámetros, resultando no obstante las dificultades para obtener una correcta distribución de la carga. Es posible que además de la relación existente entre el diámetro del taladro y la altura de  banco, influyan otros factores. Es bien conocido el hecho de que la dureza de la roca aumenta cuando disminuye su volumen y Langefors señala que en voladuras en banco existe un fuerte incremento de la carga específica en el caso de piedras muy  pequeñas. Las voladuras en bancos bajos se efectúan normalmente en  banqueo vertical. A causa del reducido esquema necesario y el gran porcentaje de sobreperforación, la perforación vertical es, desde el punto de vista puramente geométrico, menos indicada que la realizada horizontalmente. No obstante existen algunas dificultades para la realización de taladros horizontales, ya que hoy 74

día no hay equipos de perforación que se adapten bien a esta forma de trabajo. Se pueden volar grandes superficies con este sistema. Pero es necesario realizar el desescombro antes de cada voladura; además existe mayor dificultad de obtener una correcta distribución de la carga para evitar proyecciones. No obstante, este método tiene grandes posibilidades y debería ser investigado a fondo. En bancos bajos con perforación vertical es importante que los taladros tengan una inclinación de 3:1. Dado que con este sistema, disminuyen las posibilidades de rotura en el fondo del barreno; existe un aumento del riesgo de  proyección debido al efecto de rotura hacia la superficie, pudiendo ocurrir lo mismo, si el espaciamiento de los taladros es grande en relación con la altura del banco, cosa muy frecuente en la práctica;  por lo que no se recomienda utilizar este procedimiento en zonas habitadas. En el caso de bancos con muy poca altura no se necesita perforar por debajo del fondo teórico y es necesario tomar medidas extraordinarias de precaución. Empresas Constructoras sin experiencia en voladuras determinan grandes zonas de excavación con alturas de bancos de pocos centímetros, resultando muy problemática su ejecución, si se pretende no  profundizar por debajo del nivel teórico. La siguiente tabla, prevista para pequeños diámetros, proporciona los datos necesarios:

Altura de  banco 0,2 0,3

Prof. Del  barreno 0,6 0,6

Piedra

Espaciamiento

0,40 0,40

0,50 0,50

Carga de fondo 0,035 0,035

Carga columna 75

0,4 0,5 0,8 1,0 1,5 2,0

0,7 0,8 1,1 1,4 1,9 2,5

0,45 0,50 0,60 0,80 1,00 1,00

0,55 0,65 0,75 1,00 1,25 1,25

0,050 0,100 0,15 0,30 0,55 0,70

0,05 0,25

La secuencia de encendido es de extrema importancia en los  bancos bajos, porque a causa de su poca altura la roca se desplaza mas rápidamente hacía adelante y esto implica necesariamente tiempos de encendido menores entre barrenos adyacentes. Ahora  bien, si este tiempo es demasiado corto, el efecto deseado no se  produce y aumenta el riesgo de proyección. Esto quiere decir que en voladuras en bancos bajos deberían usarse los detonadores con el menor tiempo de retardo y los números de éstos deben colocarse por filas, de tal manera, que los intervalos entre éstas sean los menores posibles. En muchos casos, pudiendo volar por debajo del fondo teórico, es una ventaja tanto técnica como económica perforar los barrenos más largos con una piedra mayor. Naturalmente, el desescombro se realiza hasta la línea teórica de fondo. Esto viene facilitado por el hecho de que encima de dicha línea solamente aparecen muy  pocas puntas de roca, disminuyendo, por tanto, la necesidad de voladuras posteriores. Sin embargo, no siempre es posible excavar  por debajo, debido a razones técnicas de construcción.

4.6

VOLADURAS EN ZANJA La voladura en zanjas constituye una parte importante de la tecnología de los explosivos. La voladura de zanjas implica 76

generalmente voladuras en banco con una anchura no superior a 2 m. La frontera entre voladuras en banco y voladura en zanjas  puede ser un poco difusa; lo importante es ser consciente de las diferencias en la perforación y en la carga que han de ser observadas en el caso de excavaciones poco profundas. La voladura en zanja requiere unos barrenos con espaciamientos denso, así como un alto nivel de carga específica (Kg/m3), que depende de las tensiones existentes en la roca. El grado de fricción contra las superficies de roca es considerable, y se requieren unas cargas suplementarias para lograr el esponjamiento de la masa. En las voladuras en zanja, la inclinación de los barrenos hace disminuir la tensión en la roca, con lo que se facilita el efecto rompedor en el fondo, y el esponjamiento. Esto es especialmente aplicable al caso de zanjas o trincheras profundas. La perforación y la carga pueden realizarse de acuerdo con la Tabla que se incluye a continuación, adecuada para barrenos entre 29 y 34 mm. Prof. zanja

M 0,4 0,6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0 2,5 3,0

Prof. Vmax de barrenos

m 0,6 0,9 1,1 1,4 1,6 1,9 2,4 3,0 3,5

m 0,4 0,6 0,7 0,8 0,9 0,9 0,9 0,9 0,9

V1

m 0,4 0,6 0,7 0,8 0,8 0,8 0,8 0,75 0,75

Carga de fondo, Carga columna, Kg/barreno Kg/barreno Anchura fondo Concentración 3 barre. 4 barre. aproximada de carga 0,8-1,0 1,5-2,0 0,25 Kg/m 0,05 0,05 0,10 0,10 0,15 0,15 0,15 0,20 0,10 0,15 0,25 0,20 0,20 0,30 0,25 0,25 0,35 0,40 0,30 0,45 0,45 0,40 0,55 0,60 77

3.5 4,0

4,0 4,5

0,9 0,9

0,70 0,70

0,50 0,60

0,65 0,90

0,70 0,80

En esta tabla se ha calculado el valor de la piedra práctica tomando en consideración el error de perforación y la necesidad de esponjamiento. La carga de columna tiene una concentración reducida para disminuir la sobrexcavación. Es difícil realizar las voladuras en zanja de modo que se obtenga la sección teórica deseada. Los barrenos están situados verticalmente y en sentido longitudinal a lo largo de la zanja como muestra la figura 4.6.1. Como normalmente es deseable una inclinación de los lados de la zanja, una cierta proporción de la acción de arranque tiene lugar fuera de la hilera de barrenos que esta fuera de la sección teórica. La reducida concentración de carga se consigue mediante el empleo de carga con separadores, consistente en espaciar los cartuchos con separadores de madera de unos 10 cm. de madera.  No deben usarse separadores de madera de longitud superior a 10 cm., pues ello implica una considerable disminución de las  propiedades de propagación del explosivo. Es también importante que se coloque un tapón sobre la carga de columna antes de añadir el material de retacado. El esquema de encendido en principio es como se muestra en la figura 4.6.1.

78

2

4

6

8

10

1

3

5

7

9

0.8 a 1.0

Mt. 2

4

6

8

10

2

4

6

8

10

1

3

5

7

9 1.5 a 2.0

Mt. 1 2

3

5 4

7 6

9 8

10

En muchos casos puede ser conveniente realizar las voladuras de excavación de zanjas, en forma de trabajo preliminar para voladuras en banco. Una vez abierta mediante voladuras en zanja en un emplazamiento adecuado puede determinarse la dirección de rotura para las voladuras en banco. Si las voladuras se realizan fuera de áreas edificadas, o si puede tolerarse una cierta cantidad de proyecciones y vibraciones del terreno pueden utilizarse barrenos de un diámetro mayor que la serie usual de pequeño diámetro. 79

Tabla de perforación y carga para diámetro de barrenos de 50 mm. Prof. de Prof. De Vmax la zanja  barrenos m 0.6 1,0 1,5 2,0 2,5 3,0 3,5 4,0

m 0,9 1,4 2,0 2,5 3,1 3,6 4,1 4,6

m 0.6 0,8 1,4 1,4 1,4 1,4 1,4 1,4

V1

m 0,6 0,8 1,1 1,1 1,1 1,1 1,1 1,1

Carga de fondo Kg/barreno anchura fondo 3 barre. 4 barre. 1,0m 1,5-2,0m 0,15 0,20 0,20 0,25 0,30 0,40 0,40 0,55 0,50 0,65 0,60 0,75 0,75 0,95 0,90 1,15

Carga columna Kg/barreno Concentración Aprox. De carga 0.40Kg/m 0,20 0,35 0,50 0,75 0,90 1,10 1,30

En zanjas de 2 m. De anchura hay que aumentar la concentración de carga de columna a 0,50 Kg./m. La magnitud de la piedra practica ha sido reducida a 1,1 m. Para disminuir las tensiones. En los casos en que existe un campo libre  para las voladuras, es posible aumentar este valor hasta 1,2 m, y con ello incrementar también la carga en la correspondiente magnitud. En cualquier caso, las voladuras de zanjas con barreno de gran diámetro solo pueden efectuarse cuando no hay edificios en las  proximidades, pues el riesgo de vibraciones en el terreno y de  proyecciones es considerablemente mayor que con el método convencional.

80

La tabla anterior puede ser también utilizada con barrenos de un diámetro aproximado de 40 mm, en cuyo caso puede ser necesario disminuir ligeramente la carga de columna. En las voladuras de zanjas, la zona de retacado de los barrenos no debe ser demasiado larga, especialmente en roca de resistencia elevada, pues existiría el peligro que la roca de la superficie resistiera la explosión aunque la zona del fondo fuera desprendida. En lo referente, al empleo de materiales de protección en las voladuras de zanjas, es un factor muy importante, especialmente cuando se trabaja en áreas edificadas y es preciso tomar  precauciones especiales.

81

CAPÍTULO QUINTO DISEÑOS DE VOLADURA CON SISTEMA DE INICIACIÓN NO ELECTRICO 5.1

INTRODUCCIÓN El presente capítulo tiene por objetivo analizar distintos tipos de diagramas de disparo, tanto en voladura a cielo abierto como subterránea, que utilizan Sistema de Iniciación No Eléctrico, como medio de iniciación y de retardo. Es claro que el sistema de iniciación no eléctrico, por ser un sistema de iniciación de última generación, debe cumplir con dos objetivos fundamentales: -

Ser capaz de iniciar, en forma infalible a todos los tiros de un diseño de disparo, y

-

Cumplir con los tiempos de salida, de los disparos en la forma más exacta con respecto a la secuencia programada.

Por otro lado, y como particularidad de este sistema de iniciación, un usuario de él puede contar con que: -

Es de uso seguro Son más fáciles sus conexiones Presenta la menor dispersión posible

Tomadas en cuenta todas estas características, se pueden realizar los diseños de disparo de resultados más eficientes en la minería actual, tanto de cielo abierto como subterránea. 82

El presente capítulo enseña los principales tipos de diseños de voladura que pueden realizarse con Sistema de Iniciación No Eléctrico, y que en conjunto de los demás parámetros de voladura, obtienen los mejores resultados. Es importante decir que, dentro de las variables controlables de la voladura, el tiempo de secuencias de encendido y los tiempos de retardos es una de las más importantes y cada vez más utilizadas  por los técnicos y operadores encargados de la voladura. No obstante, aún no se obtiene el mayor provecho de esta variable,  por faltar un mayor conocimiento de los sistemas de iniciación de retardo. Los esquemas nominales de la voladura, con parámetros convencionales, pueden verse profundamente afectados con la introducción de la detonación secuenciada, lográndose así valores efectivos para estos otros parámetros. La secuenciación de salida no sólo influye sobre la fragmentación, sino incluso sobre otros aspectos básicos, como el desplazamiento y esponjamiento de la roca, sobreexcabación e intensidad de las vibraciones. Es así, como hoy en día, no se puede pensar en un diseño de voladura, sin considerar el uso de las secuencias de iniciación; las que a pesar de significar un incremento en los costos de la voladura, compensan sobradamente, con las mejoras globales en la economía de la operación de la voladura. Dentro de este contexto, y como se analizara posteriormente, es que la secuenciación con Sistema No Eléctrico, resulta aún más  provechoso. A continuación se presentan los principales diseños de secuencias de voladura, para voladura a cielo abierto y subterránea. 83

5.2. - DISEÑOS DE VOLADURA EN CIELO ABIERTO En la minería a cielo abierto, si bien existen menos sistemas de explotación que en la subterránea, concurre gran cantidad de  parámetros o variables en la hora de realizar los diseños adecuados de voladura. Dentro de la gran cantidad de variables involucradas en la configuración de un diseño de voladura, la Detonación Secuenciada  es en la actualidad una de las mas críticas, por cuanto la necesidad de obtener los mejores resultados con el menor gasto posible, hace imperioso aprovechar todas las ventajas que ofrece la iniciación diferida de los distintos barrenos, hecha  posible gracias a los sistemas de iniciación moderno, dentro de los que reina el Sistema No Eléctrico.

5.2.1. -

DETONACIÓN SECUENCIADA

La detonación secuenciada corresponde a la iniciación desfasada de los barrenos de acuerdo a un diseño predefinido. De acuerdo con este diseño, cada tiro posee un tiempo de salida, con un desfase total (desde el primero al último) del orden de los milisegundos (normalmente hasta unos pocos segundos). El orden de salida de cada barreno debe estar programado de tal manera que se aprovechen las condiciones del terreno, se minimice el uso de explosivo y se obtengan los mejores resultados de voladura. El objetivo final de la voladura secuenciada es crear caras libres dentro de la masa rocosa durante la voladura. Esto se produce por el hecho de que al iniciarse un barreno primero que otro, esponja la roca a su alrededor, dejando un pseudo cara libre. Dentro de los principales objetivos de la detonación secuenciada están: 84

-

Controlar la energía explosiva disponible Mejorar la fragmentación Proporcionar alivio y controlar el desplazamiento de la masa rocosa Reducir la fractura dentro de la última línea de barrenos y la fractura de los extremos Controlar la vibración del suelo y la onda aérea Reducir los requerimientos de explosivo Reduce los kilos de explosivos que detonan a la vez

CONSIDERACIONES DE DISEÑO Una de las consideraciones de diseño importantes es la Fragmentación requerida.  Una fragmentación uniforme generalmente requiere la producción de caras libres nuevas durante el proceso. Generalmente se obtiene una buena fragmentación en roca masiva, cuando se detona un barreno por retardo y el retardo entre las  perforaciones de una misma fila en cercano a unos 40 ms. El retardo debería ser al menos de 2 a 3 veces el retraso entre los  barrenos de una misma fila. Otro factor importante a considerar en la diagramación de un disparo con iniciadores de retardo es el desplazamiento de la pila de material (Fig. 5.1). La diagramación del desplazamiento depende del camino que  presenta menor resistencia a la energía explosiva. La secuenciación de los retardos no compensara un diseño de voladura inapropiado, pero para un diseño correcto, la secuencia de salida puede controlar la dirección y grado de desplazamiento. 85

Intervalos de retardo cortos (menores a 25 ms.) entre los barrenos de una fila reducirá la fragmentación, pero mejorara el desplazamiento. Habitualmente se requieren intervalos de retardo más largos (mayor a 150 ms) entre filas para maximizar el desplazamiento. Lo más frecuente el tipo de excavadora determinará el grado de desplazamiento requerido, lo indicará el intervalo de retardo entre las filas de barrenos. FIG. 5.1 PERFILES TÍPICOS DE PILAS DE ESCOMBROS

Material lanzado de vuelta al banco Exceso de fractura atrás de la última Línea de barrenos

Intervalo insuficiente Entre Las filas (< 35

ms.)

Apretado

difícil de excavar, mala fragmentación

Algo de sobreexcavación

Apretado Compacto.

Pequeño intervalo de retardo Entre las filas (35 a 65 ms)

Apropiado para excavación con pala 86

Escasa sobreexcavación

Intervalo de retardos largos Entre las filas (65 a 150 ms) Apropiado para excavación con Cargador frontal.

Suelto extendido

Otra consideración de diseño importante es el control de la pared, que dice relación con la zona posterior a la última hila de la voladura y los efectos que ella sufre por efectos de disparo. Desde este punto de vista, se debe consignar que intervalos demasiado cortos entre los barrenos de una fila y entre filas, puede  producir sobreexcavación excesiva. Si el retardo entre los barrenos de la última fila es inferior a 42 ms, las cargas pueden actuar juntas y dañar la pared posterior. Un intervalo muy corto entre las filas(< 35 ms) facilitará la fractura atrás de la última línea de barrenos debido a un mayor confinamiento. En términos generales, una voladura secuenciada iniciada con Sistema de Iniciación no Eléctrico de Retardo, debe considerar los siguientes puntos: 1. Jerarquización de los parámetros del lugar que afectan el diseño de la voladura, dentro de los cuales están: - Restricciones de vibración y onda aérea 87

-

Cálculo del peso máximo de carga a ser usado por un periodo de retardo Condiciones de agua Fragmentación Geología Control de pared Dirección y desplazamiento deseados, los que se pueden variar cambiando la secuencia de detonación

2. Selección de los intervalos de retardo entre las filas de os  barrenos basándose en las propiedades anteriores. 3. Selección del tiempo entre los barrenos de una sola fila,  basándose en una proporción entre los valores de los tiempos entre filas y los de entre retardos. Un valor normal es el de un tercio o la mitad del tiempo entre las filas, para el retardo entre  barrenos. Es claro que las consideraciones anteriores están basadas solo en la secuencia de detonación, y que los demás parámetros de voladura, como la altura del banco, consumo especifico de explosivo, diámetro de perforaciones, barden y espaciamiento, interactúan activamente al momento de realizar el diseño final de la voladura. Dentro de este contexto, el Sistema de Iniciación No Eléctrico ofrece, como se ha visto, numerosas posibilidades para diagramar los disparos, que permiten tomar todas estas consideraciones con  bastante comodidad.

5.2.2. - CONFIGURACIONES DE PATRONES DE DISEÑO En voladura en banco, existen varias posibilidades de diagramas de secuencias de salida de los tiros. Una primera diferenciación que rige a los patrones de diagramas, es la existencia de una o dos caras libres. 88

A) VOLADURAS CON UNA CARA LIBRE Una posibilidad es que el terreno donde se realizara la voladura disponga sólo de una cara libre. Se sabe que cada carga debe disponer de una cara libre en el momento de detonar, por lo que el diseño debe considerar tiempos distintos de salida para cada barreno y de desfase para cada fila. A continuación se presentan algunos patrones de configuraciones de disparo para voladura con una cara libre, y la utilización en ellos de Sistema de Iniciación no Eléctrico.

FIG. 5.2 (a) CONFIGURA CIONES DE DISEÑO

CARA

LIBRE

0 1 2 CUADRADO EN LINEA 89

CARA

FIG. 5 2 (b)

LIBRE 0

1

1

2

2

3

3

4

4

5

5 CUADRADO EN V

Estos dos tipos de patrones son los más utilizados, sin embargo existen diversas variantes de ellos, así como otros esquemas  posibles. En realidad cada faena minera presenta diversas condiciones y. Por lo tanto, posibilidades de diagramación. A continuación se muestran algunos esquemas de diseños con Sistema de Iniciación No Eléctrico, para ambos casos. FIG. 5.3. - CASO (a) CON RETARDOS DISTINTOS EN EL FONDO,CONECTORES DE SUPERFICIE Y LINEA TRONCAL DE CORDON DETONANTE.

CARA LIBRE 3

2

1

0

1

2

3

3

2

1

0

1

2

3

90

DE TE

En el diagrama anterior se puede apreciar un diseño de voladura  para un banco de una cara libre, realizado con detonadores no eléctricos en el fondo, conectados a una troncal en superficie de cordón detonante, con apoyo de retardadores de superficie. Se puede apreciar que la salida comienza por el centro saliendo los tiros de la primera fila hacia el lado, para recién después comenzar la segunda fila. Este diseño en particular considera la salida de los barrenos al mismo tiempo, lo que se puede hacer siempre que la roca no sea muy blanda y que la vibración no sea un problema importante. Lo común es, en todo caso, un esquema similar pero con salida diferida de los barrenos de una misma fila. Este ejemplo se puede ver en la siguiente figura: FIG 5.4. - CASO (a) CON SISTEMA DE VOLADURA SILENCIOSA, DE RETARDOS IGUALES EN EL FONDO Y RETARDOS EN SUPERFICIE DE 35, 65 Y 150 ms.

345

195

280

215

130 65 ms 150 ms

65

150

0

185

35 Fuego CARA LIBRE

250

100

315

165

380

230 91

En este diagrama se aprecia un diseño para banco con una cara libre. Se retarda en superficie con sistema de voladura silencioso de retardos de 150 y 65 ms. Para que a cada barreno leguen dos iniciadores, se refuerza con dos conectores unidireccionales. de superficie El resultado es que cada barreno, es iniciado dos veces pero al mismo tiempo, que es el programado y que en este caso es de salida alternada fila por fila.

B. VOLADURA CON DOS CARAS LIBRES . Considerando todos los parámetros involucrados en una voladura,  pero orientando la secuenciación desde el punto de vista de la dirección del desplazamiento, puede encontrar varios patrones de configuración. Dentro de éstos, a continuación se presentan tres de los más utilizados. B1.

PATRÓN FILA POR FILA

FIG. 5.5. - PATRÓN FILA POR FILA DESPLAZAMIENTO DESEADO 92

En la voladura a cielo abierto de banco con dos caras libres, en general todas las cargas disponen de una adecuada cara libre, por lo que los desplazamientos suelen ser bastante grandes. En el esquema de salida Fila por Fila, se planea una salida por el medio, en que todos los barrenos de la primera fila salen primero de que salga el primero de la segunda. Es decir, las filas van saliendo una a una desde la dirección a la que se quiere salir. A continuación se puede ver un ejemplo de salida fila por fila, diseñado para ser iniciada por Sistema de Iniciación No Eléctrico con troncal de cordón detonante y retardo en superficie hecho con conectores de superficie. FIG. 5.6. - (a) DESPLAZAMIENTO DESEADO

93

En esta figura se puede apreciar un retardo superficial en que los  barrenos de la primera fila está desfasados en 9 ms y cada fila lo está en 100 ms. El resultado es una salida fila por fila, como se puede ver en la figura siguiente. FIG 5.6 (b). - TIEMPOS NOMINALES EN (ms) DESPLAZAMIENTO DESEADO

0 100 209

9 109 218

18 118 227

27 127 236

36 136

45 145

245

254

54 154

63 163

263

Existen diversas posibilidades de iniciar un disparo con patrón fila  por fila. A continuación se muestra un ejemplo de una conexión con Sistema de Voladura Silenciosa, que contempla este tipo de salida. 94

FIG. 5.7 (a)

Retardo de superficie de 17 ms Retardo de superficie de 52 ms

En este diagrama se observa el uso de sistema de voladura silenciosa, en que los retardos de superficie son de 17 ms (azul) y de 52 ms (verde). El retardo del fondo es, en este ejemplo, de 200 ms para todos los  barrenos por igual. En el siguiente esquema se pueden ver los tiempos nominales de salida por cada barreno, producto de la acción de los retardos de fondo y de superficie. FIG. 5.7 (b) TIEMPOS NOMINALES

0

17

34

51

200

217

234

251

52

69

86

103

95

En los ejemplos anteriores se pueden apreciar dos formas de amarrar con Sistema de Iniciación no Eléctrico, un diagrama de disparo de salida fila por fila con dos caras libres. Se puede apreciar que los tiempos de retardo en el barreno son mayores que los de superficie. Esto es lo más usual y recomendable, ya que así se elimina el peligro de corte de la onda,  por efecto del movimiento del terreno al salir un pozo. Existen muchas otras variantes de estos ejemplos, usando distintos tiempos de retardo en superficie o en el fondo, ya sea con conectores de superficie o sistema de voladura silenciosa.

B.2) PATRÓN DE SALIDA EN V Esta es otra forma de producir la salida de los pozos en bancos con dos caras libres. Se trata de producir caras libres en el sector medio del diagrama, primero por parte del frente libre por donde ase quiere sacar el disparo, produciendo filas de salida que formen ángulos de 90 a 160º entre ellas. De esta forma la masa rocosa va desplazándose hacia delante y el centro al mismo tiempo, con lo cual se logra un desplazamiento centrado del material removido. 96

La siguiente figura muestra el patrón de salida en V.

FIG. 5.8

PATRÓN EN V

DESPLAZAMIENTO DESEADO

Con sistema de iniciación no eléctrico, existen varias maneras de lograr este tipo de desplazamiento, ya sea con línea troncal de cordón detonante en conjunto con conectores de superficie, o con sistema de voladura silenciosa apoyado con el uso de conectores unidireccionales.

97

Estas dos modalidades, que dan para muchas variantes, son las mas utilizadas en minería a cielo abierto. La siguiente figura muestra un ejemplo de diagrama de voladura con salida en V, que utiliza detonadores de igual retardo en el fondo y línea troncal de cordón, con retardos en superficie,  proporcionados por conectores de superficie bidireccionales o hueso de perro. FIG. 5.9 (a). -

CONECTOR DE SUPERFICIE DE 25 ms. CONECTOR DE SUPERFICIE DE 42 ms. CONECTOR DE SUPERFICIE DE 17 ms. Los tiempos nominales de salida de los pozos se ven en la figura 5.9 (b). FIG 5.9 (b). - TIEMPOS NOMINALES

98 201

134

67

0

59

118

177

El diagrama de conexiones de las figuras anteriores, s un buen ejemplo de diseño de voladura con salida en V. Sin embargo, es importante que se debe tener presente siempre que la dirección del fuego transmitido por el cordón detonante no debe devolverse. Es decir, se debe tratar que los ángulos de las líneas de cordón no sean mayores a los 90º. Desde este punto de vista, el diagrama visto anteriormente no es de los mejores, puesto que esta situación se produce. En todo caso, en todo terreno, si el burden no es muy pequeño, se puede acomodar el cordón de tal forma que en el sector del nudo no se  produzcan ángulos que hagan devolver el fuego muy notoriamente, a fin de evitar posibles cortes. Un resultado similar, pero sin problemas de conexiones con el cordón, es susceptible de ser obtenido mediante el uso de sistema de voladura silenciosa, como se aprecia en la figura 5.10. FIG. 5.10 (a)

99 Conectores de superficie de 50 ms

La secuencia de salida salida de los pozos queda de la siguiente siguiente manera: FIG. 5.10 (b). - TIEMPOS NOMINALES.

165

115

65

0

50

100

150

207

157

107

42

92

142

192

249

199

149

84

134

184

234

Existen varias otras posibilidades de salida en V, tanto con conexiones con cordón, como con accesorios de voladura silenciosa. Es común el uso de una especie de salida en V, con salida de la  primera  primera fila fila paralel para lelaa al burden en forma for ma simultanea, simultanea, de tal manera que mientras va saliendo una fila anterior, la de atrás comienza a salir en V.

100

La FIG. 5.11 muestra un ejemplo ejemplo real de ese caso.

365 300 335 400

465

215

530 150

185 250

315

65

380 0

35 100

65 ms 150 ms 35 ms

165 230

b.3) SALIDA EN ROMBO Existe otra manera de dirigir el desplazamiento de la masa rocosa volada. Este corresponde a una salida en rombo, que consiste en sacar el disparo por po r filas filas diagonales respecto de las caras libres. libres. De esta manera, las caras libres que se van formando tras las detonaciones, van favoreciendo la salida por el vértice de unión entre los dos do s frentes libres. libres. Este tipo de salida es sencillo de hacer con sistema de iniciación no eléctrico, tanto en retardos de fondo, con conectores de superficie o con co n accesorios de voladura silenciosa. silenciosa. 101

La figura 5.12 muestra el patrón patró n de esta confi co nfiguración: guración:

DESPLAZAMIENTO DESEADO

Una forma de disparar con este tipo de patrón, es poner todos los retardos del fondo de los barrenos en el mismo periodo de tiempo,  produciendo el desface de las salidas salidas mediante mediante el uso de retardadores (conectores) de superficie, usando cordón detonante como línea línea troncal. tr oncal. La siguiente figura muestra un ejemplo de una conexión de este tipo, con uso de conectores de superficie de 42 ms y 9 ms. FIG 5.13 (a).

102

Los tiempos nominales de salida que se logran gracias a este diagrama diagrama de disparo, se puede pu ede ver en la siguiente siguiente figura. FIG 5.13 (b). TIEMPOS NOMINALES NOMINALES

DESPLAZAMIENTO DESPLAZAMIENTO DESEADO 0

42

84

126

168

210

252

51

93

135

177

219

261

303

102

144

186

228

270

312

354

Otra forma de lograr una salida de similares características, es mediante la utilización de Sistema Voladura Silenciosa. Usando incluso retardos del mismo tiempo que en el ejemplo anterior, se pueden obtener los mismos resultados, pero con mucho menor nivel de vibración. La siguiente figura ilustra un ejemplo de diseño de voladura con salida en rombo, usando accesorios de voladura silenciosa con 103

retardos de igual tiempo en el fondo, siendo de 9 y 42 ms los de superficie.

FIG. 5.14.-

DESPLAZAMIENTO DESEADO

Conectores de superficie de 42 ms. Conectores de superficie de 9 ms.

Los tiempos nominales de salida de los pozos para el amarre con accesorios de voladura silenci silenciosa, osa, que se ven en la figura figura 5.14, son los mismos mismos que se aprecian en la figura figura 5.13 5. 13 (b). Con esto se demuestra, que el Sistema de Iniciación no Eléctrico es muy versátil y proporciona variadas opciones al usuario, de tal forma que el encargado de los diseños de voladura disponga de varias posibilidades a la hora de decidir qué modalidad de inicio no eléctrico usará; lo que dependerá de consideraciones de terreno y económicas, las que se analizarán en el capítulo siguiente. 104

Existen otros patrones de configuración de disparo para banco de dos frentes libres (como el de diamante de mínimo desplazamiento, etc.), pero son, mucho menos utilizados que los anteriormente descritos. Por otro lado se debe considerar que cada faena  presenta condiciones distintas, por lo que cada faena, e incluso cada voladura, es susceptible de poseer un patrón propio de configuración de disparo. Lo importante es que el Sistema de Iniciación No Eléctrico, ofrece las posibilidades de realizar las variantes que se estima conveniente para mejorar los resultados de la voladura. A continuación se mencionan algunas consideraciones generales que pueden ser consideradas al diagramar voladuras con detonación secuenciada, usando Sistema de Iniciación No Eléctrico: 1.-

En voladura de filas múltiples profundas (> de 4 filas), el uso de intervalos cada vez más largos en las filas  posteriores promoverá la formación de caras libres.

2.-

Cuando los intervalos son de retardos largos, configuraciones con intervalos de más de 65 ms entre las filas, deberían utilizar retardos dentro del barreno para reducir la probabilidad de reducciones. Esto es porque, como ya se a mencionado, en movimiento de la masa rocosa una vez iniciada la carga de la columna explosiva,  puede contar los tubos o los conectores en superficie. El retardo en el fondo asegura que todos los conectores de superficie de cualquier tipo que sea se inicien antes que el  primer pozo salga.

3.-

Par intervalos de retardos cortos entre filas, de menos de 35 ms, pueden producir la eyección del taco, flyrocks (roca volante) y una excesiva sobreexcavación. 105

4.-

Cuando existen retardos al interior del barreno, si se utilizan cargas iniciadoras múltiples en la misma columna explosiva, el retardo del fondo generalmente debe tener el retardo menor para estimular la iniciación del fondo del  barreno.

Los niveles de vibración pueden ser reducidos detonando desde la  parte superior hacia abajo y disminuyendo el confinamiento. Los retardos entre cargas del mismo barreno deberían fluctuar entre 10 y 50 ms., ya que los intervalos mayores a 50 ms pueden causar la interrupción de las cargas no detonadas. En términos generales la voladura en minería a cielo abierto, no implica tantas variantes ni métodos como en la subterránea. En la precedente se ha visto los principales patrones de configuración de la voladura en banco. Algunos trabajos de voladura, adyacentes a la explotación en  banco son por ejemplo la voladura de rampas o voladura de contorno. Con respecto a la primera, debe consignarse que desde el punto de vista de la iniciación, no existe diferencias importantes con los diagramas vistos anteriormente, por cuando se trata de la voladura de un banco inclinado. Sólo sería útil mencionar que lo normal es comenzar la iniciación desde los barrenos más cortos, a fin de obtener un desplazamiento y fragmentación más convenientes. Sin embargo, es apropiado mencionar algunos puntos referentes a la voladura de contorno, a fin de definir el uso de Sistema de Iniciación No Eléctrico en ella.

106

C) VOLADURA DE CONTORNO Se sabe que la energía no aprovechada en el proceso de fragmentación y desplazamiento de la roca, en algunos casos superior al 85% de la desarrollada en la voladura, reduce la resistencia estructural del macizo rocoso fuera del ámbito de actuación teórica del corte. Se crean nuevas fracturas y planos de debilidad, y las diaclasas y planos de estratificación, que originalmente no eran críticas, pasan a serlo  por reducción de la cohesión del macizo rocoso. Surge entonces la necesidad de realizar un tratamiento especial a fin de minimizar este tipo de problemas asociados a la voladura tradicional. Este tratamiento corresponde a las voladuras de contorno. Este tipo de voladuras son complementarias a la voladura principal y se basan el la diagramación de barrenos más pequeños y mas  juntos, con cargas desacopladas. La acción de la detonación simultanea de estos tiros, producen que las tracciones producidas en el plano de acción de los barrenos continuos, superan la resistencia dinámica a la tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo, en la dirección del corte proyectado, la propagación de grietas radiales. Los principales tipos de voladura de contorno son: La Voladura de Precorte, de Recorte y la voladura Amortiguada. La voladura de recorte consiste en el disparo de una sola fila de  barrenos con cargas desacopladas, no siendo de análisis interesante desde el punto de vista de la iniciación, pues suele realizarse sólo  por la acción de cordón detonante. La voladura de precorte consiste en crear en el macizo rocoso una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar las voladuras 107

de producción, mediante una fila de barrenos, generalmente de  pequeño diámetro y con cargas de explosivo desacopladas. El disparo de los barrenos de precorte, puede realizarse antes o simultáneamente con la voladura principal. En este último caso se debe tomar la precaución de programar las salidas de los barrenos de precorte, antes de que salgan los de la voladura principal, pero después de que se hayan iniciado todos los dispositivos de la superficie, a fin de evitar cortes. En la siguiente figura se ve un ejemplo real de una voladura  programada en conjunto con un precorte, utilizando Sistema de Voladura Silenciosa. Algunas características del diagrama de la voladura son: Retardos de superficie Retardos de fondo D vol. principal D precorte

: azul = 150 ms verde = 65 ms rojo = 35 ms : 1400 ms (todos) : 9 7/8 pulg. : 6 ½ pulg.

FIG. 5.15.-

PRECORTE 108

En el diagrama se puede apreciar que la salida del disparo será hacia la cara libre de la derecha, saliendo por el centro primero y los barrenos continúan saliendo mientras comienzan a salir las filas  posteriores.  Nótese que el precorte sale antes que los trozos de la voladura  principal ( salvo la primera fila), pero después de que s han iniciado todas las cápsulas de superficie. Esto se debe a que la carga explosiva de los barrenos del precorte es iniciada por un detonador no eléctrico de 1400 ms de retardo, el que va al fondo del barreno y que es iniciado por cordón detonante en superficie. El cordón está conectado a un detonador de 65 ms (accesorio de voladura silenciosa) que viene de la voladura principal.

109

En la siguiente figura se verán los tiempos nominales de las cápsulas conectoras de superficie y de los detonadores de  profundidad. FIG 5.16.

315 1750 1450 1300 1150 1000 850 700 550 400 250 2850 2700 2550 2400 2250 2100 1950 1800 1650 1385 1235 1085 935 785 635 485 335 185 35 2785 2635 2485 2335 2185 2035 1885 1735 1585 1435 1350 1200 1050 900 750 600 450 300 150 0 2750 2600 2450 2300 2150 2000 1850 1700 1550 1400 1415 1265 1115 965 815 665 515 365 215 65 2815 2665 2515 2365 2215 2065 1915 1765 1615 1465 730 2130 430 580 1830 1980

Como se puede apreciar, el precorte sale a los 1715 ms, en circunstancia de que el último retardo de superficie sale a los 1450 ms. Con esto se elimina la posibilidad de corte.

110

Por otro lado, los barrenos del precorte, salen primero que la gran mayoría de las filas del disparo, cumpliendo así su objetivo.

111

CAPITULO SEXTO. VOLADURAS EN TUNELES 6.1

INTRODUCCION La construcción de túneles excavados mediante voladuras es una técnica que ha experimentado un desarrollo extremadamente rápido en los últimos años. La nueva maquinaria ha llevado consigo la introducción de métodos más racionales. El empleo de cargas alargadas y de máquinas cargadoras para explosivos de ANFO ha hecho que las operaciones de carga se realicen mucho mas rápidamente. Como resultado de la experiencia recogida en las voladuras en túneles, al calcular la alineación y la carga de los barrenos se utiliza un esquema de perforación adecuado al área de que se trate. En general, los cálculos se han hecho de un modo menos sistemático que, por ejemplo, los de voladuras en banco. La información teórica básica para las voladuras en túneles está fundamentada generalmente es una comparación con las voladuras en banco, con la adición de unos factores correspondientes al aumento de carga necesario en las voladuras en túneles. La única superficie libre en estas voladuras es el frente de ataque del túnel, lo que significa que las pegas se efectúan en condiciones de gran confinamiento. Cuando menor sea el área del frente, más confiada está la roca, y esto implica que la carga específica aumenta al disminuir el área.

112

El principio de las voladuras en túneles reside en la apertura de una cavidad inicial mediante un cuele, y la subsiguiente destroza de la totalidad de la sección rompiendo hacia dicha cavidad. La destroza puede ser comparada perfectamente con las voladuras en banco, pero exige cargas considerablemente mayores, por las desviaciones de perforación, las necesidades del proceso de esponjamiento, la ausencia de inclinación de los barrenos, la falta de cooperación entre barrenos adyacentes, y también la influencia de la gravedad según la ubicación de los mismos. Con el transcurso de los años, se han ido desarrollando un gran número de cueles de diferentes tipos. Dado que los cálculos utilizados para los diferentes cueles varían considerablemente por la diversidad total de sus configuraciones, los tipos más corrientes de cueles serán tratados por separado en secciones especiales. En esta sección se tratará del cálculo de la carga para otros barrenos de la pega. Se supondrá que en la roca se ha abierto una cavidad de 1,4 X 1,4 m. Este es el área que generalmente requieren los barrenos de destroza para tener rotura libre hacia dicha abertura. En el caso de grandes diámetros de barreno, puede ser preciso aumentar sus dimensiones hasta 2 X 2 m, para que los tiros de destroza tengan rotura libre, La rotura libre en este caso puede ser calculada como 0,7 X anchura de la abertura. Todos los barrenos den contorno, como los de techo, hastíales, y piso, han de ser orientados de modo que proporcionen una margen para emboquille de la pega siguiente, con objeto de mantener la sección del túnel de acuerdo con la proyectada. Este margen implica que se da a los barrenos una inclinación que los hace llegar más allá del contorno; el ángulo utilizado depende del espacio necesario para emboquille, lo cual a su vez es función del equipo de perforación que se emplee.

113

En ciertos tipos de cuele, como el cuele en abanico, por ejemplo, los barrenos del mismo más los de contracuele comprenden la mayor parte de la sección del túnel. Los principios de cálculo descritos en esta sección están basados simplemente en la experiencia obtenida en diferentes condiciones específicas. Fig. 6.1.1

Barrenos del techo Altura de corona Bóveda Barrenos de destroza o franqueo 2 m2

Barrenos de hastíales Altura de Hastial

Cuele Contracuele Barrenos del piso

La figura 6.1.2 muestra las cargas específicas que se utilizan normalmente en las voladuras en túneles. Esta figura, y la 6.1.3, indican los valores normales en túneles; existen muchos ejemplos con valores que se desvían de los señalados, debido a la forma del túnel, condiciones de la roca, etc. En muchos casos se aprecian unas diferencias en el número de barrenos según el diámetro de los mismos que son menores que las indicadas en la figura 6.1.3.

114

Fig. 6.1.2 140 120 100 50 mm

80

40 mm

60

32 mm

40 20 0 1.0 Kg/m3

2.0 Kg/m3

Fig.6.1.3

3.0 g/m3

4.0 Kg/m3

Número de taladros para diferentes secciones de túnel.

140 120 100 32 mm

80

40 mm

60

50 mm

40 20 0 10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

110

115

Cálculo de los barrenos de destroza con rotura en dirección horizontal o hacia arriba. Se llenan los barrenos con una carga de fondo concentrada hasta un tercio de su profundidad total. La piedra no debe ser mayor que (profundidad del barreno 0,40)/2 (ésta es una precondición, no una base para el cálculo). Para el espaciamiento de los barrenos se toma un valor igual a 1,1 X  piedra. En la parte del fondo se requiere la carga específica siguiente: Diámetro de los barrenos mm Aprox.

Carga específica kg/m3

30 40 50

1,1 1,3 1,5

Para la concentración de la carga de columna se adopta un valor de 0,50 X carga de fondo en Kg/m. Zona de Retacado = 0,5 X piedra. El espaciamiento de los barrenos puede calcularse a partir de la carga específica necesaria en la zona del fondo: Diámetro  barrenos mm 32 35 38 45

Area/barreno m2 0,91 1,00 1,15 1,44

Piedra m 0,90 0,95 1,00 1,15

Espaciamiento Barreno m 1,00 1,05 1,15 1,25 116

48 51

1,57 1,71

1,20 1,25

1,30 *) 1,35 *)

*) Este espaciamiento puede conseguirse normalmente sólo en el caso de secciones de túnel de gran área. En el caso de áreas menores, el espaciamiento ha de adaptarse a las condiciones geométricas, disminuyendo su magnitud. La concentración y la potencia de las cargas de fondo y de columna  pueden calcularse a partir de las relaciones mencionadas anteriormente: Diámetro  barrenos mm

Profundidad  barrenos m

Piedra m

Espaciamiento m

Carga de fondo Kg kg/m

33

1,6

0.60

0,70

0.60

32

2,4

0.90

1,00

0,80

31

3,2

0,90

0,95

1,00

38 37 45 48 48 51 51

2,4 3,2 3,2 3,2 4,0 3,2 4,00

1,00 1,00 1,15 1,20 1,20 1,25 1,25

1,10 1,10 1,25 1,30 1,30 1,35 1,35

1,15 1,50 2,25 2,50 3,00 2,50 3,40

Carga columna Kg Kg/m 1,10 0,30 0,40 1,00 0,55 0,50 0,95 0,85 0,50 1,44 0,80 0,70 1,36 1,15 0,70 2,03 1,50 1,00 2,30 1,70 1,15 2,30 2,45 1,15 2,60 1,95 1,30 2,60 2,70 1,30

Zona retacado m 0,30 0,45 0,45 0,50 0,50 0,55 0,60 0,60 0,60 0,60

El margen de 33 38 mm cubre las series 11 y 12 de perforación, así como las barrenas integrales y bocas de 33 y 38 mm, respectivamente. Los valores de la piedra y espaciamiento de los barrenos son los que se utilizan en la práctica. Se incluye en los cálculos el error de perforación. La tabla pone de manifiesto que el error de perforación y las necesidades de esponjamiento al aumentar la profundidad de los barrenos son compensados por las mayores cargas de fondo. La plena utilización de los 117

diámetros mayores implica grandes cargas por barreno, lo cual es desventajoso desde el punto de vista de la tecnología de las rocas.

Cálculo de la carga para los barrenos del piso La piedra y el espaciamiento de estos barrenos inferiores pueden ser calculados del mismo modo que para los barrenos de franqueo mencionados más arriba. Es importante, sin embargo, incluir en las dimensiones de la piedra los márgenes para emboquille, con lo que la alineación de los barrenos del piso ha de hacerse teniendo en cuenta los dos valores: por ejemplo, con una piedra de 1,00 m y un margen para emboquille de 0,20 m, los barrenos habrán de emboquillarse a 1,00 2,20 = 0,80 por encima del punto de emboquille de los barrenos inferiores. La zona de retacado se toma de una longitud igual a 0,2 X piedra. La concentración de la carga de columna se hace llegar hasta un 70% de la concentración de la carga de fondo. Diámetro  barrenos mm 33 32 31 38 37 45 48 48 51 51

Profundidad  barrenos M 1,6 2,4 3,2 2,4 3,2 3,2 3,2 4,0 3,2 4,0

Piedra m 0,60 0,90 0,90 1,00 1,00 1,15 1,10 1,20 1,25 1,25

Espaciamiento m 0,70 1,00 0,95 1,10 1,10 1,25 1,30 1,30 1,35 1,35

Carga de fondo Kg Kg/m 0,60 1,10 0,80 1,00 1,00 0,95 1,15 1,44 1,50 1,36 2,25 2,03 2,50 2,30 3,00 2,30 2,70 2,60 3,40 2,60

Carga columna Kg kg/m 0,70 0,75 1,00 0,70 1,30 0,65 1,40 1,00 1,80 0,95 2,60 1,40 3,00 1,60 4,25 1,60 3,20 1,80 4,75 1,80

Zona retacado m 0,10 0,20 0,20 0,20 0,20 0,25 0,25 0,25 0,25 0,25

Cálculo de la carga para los barrenos de destroza con rotura hacia abajo

118

Como estos barrenos necesitan una menor fuerza de esponjamiento, y son, además, ayudados por la acción de la gravedad, la carga específica en la zona de fondo puede reducirse a: Diámetro de los barrenos mm 3 kg/m

Carga específica

30 40 50

1,0 1,2 1,4

El espaciamiento puede aumentarse hasta un valor de 1,2 X piedra. Por lo demás los cálculos se efectúan del mismo modo que para los barrenos de franqueo citados más arriba. En el caso de túneles con secciones de  pequeña área, la piedra y el esponjamiento de los barrenos se reducen de acuerdo con las condiciones geométricas del caso. En la tabla siguiente se incluyen las magnitudes geométricas y de carga correspondientes a estos barrenos de destroza. Los valores indicados para el espaciamiento son aplicables siempre que la concentración de carga en el fondo alcance también el valor señalado. Si el método de carga utilizado se traduce en una concentración menor, el espaciamiento deberá reducirse de modo que se obtenga la carga específica requerida.

Diámetro  barrenos mm 33 32 31 38 37 45 48 48 51

Profundidad  barrenos M 1,6 2,4 3,2 2,4 3,2 3,2 3,2 4,0 3,2

Piedra m 0,60 0,90 0,85 *) 1,00 *) 1,00 *) 1,15 *) 1,20 *) 1,20 *) 1,25 *)

Espaciamiento m 0,70 1,10 1,10 1,20 1,20 1,40 1,45 1,45 1,50

Carga de fondo Kg Kg/m 0,60 1,10 0,80 1,00 1,00 0,95 1,15 1,44 1,50 1,36 2,25 2,03 2,50 2,30 3,00 2,30 2,70 2,60

Carga columna Kg kg/m 0,30 0,40 0,55 0,50 0,85 0,50 0,80 0,70 1,15 0,70 1,50 1,25 1,70 1,15 2,45 1,15 1,95 1,30

Zona retacado m 0,30 0,45 0,45 0,50 0,50 0,55 0,60 0,60 0,60

119

51

4,0

1,25 *)

1,50

3,40

2,60

2,70

1,30

0,60

*) En túneles cuya sección tenga un área mayor de 70 m2, los valores de la piedra y el espaciamiento pueden ser ampliados considerablemente en muchos casos, ya que los barrenos rompen con mucha facilidad. En estas circunstancias, las voladuras pasan a ser similares a las voladuras en  banco. En la mayor parte de los casos, puede aumentarse el valor de la piedra en un 10%, con lo que el espaciamiento entre barrenos se hace también considerablemente mayor. El espaciamiento de los barrenos de franqueo puede aumentarse hasta áreas mayores en relación con la de la sección del túnel. Puede afirmarse asimismo que, en muchas ocasiones en que la roca es fácil de volar, el espaciamiento indicado en la tabla puede ser excesivamente pequeño; por otra parte, es frecuente que la concentración de carga lograda en el fondo de los barrenos sea menor que la que figura en la tabla: ello implica que, en el caso de roca fácil de romper, pueden utilizarse los espaciamientos de la tabla aun cuando la concentración de carga sea inferior. Cálculo de la carga en los barrenos de los hastíales La piedra de los barrenos, con inclusión del margen para emboquille, se toma igual a 0,9 X piedra de los barrenos de franqueo. Espaciamiento = 1,2 X V. La longitud de la carga de fondo se reduce a 1/6 de la profundidad del  barreno. Zona de retacado = 0,5 X piedra. La concentración de la carga de columna se hace igual a 0,40 X concentración de la carga de fondo.

120

Ejemplo: Diámetro  barrenos mm 33 32 31 38 37 45 48 48 51 51

Profundidad  barrenos M 1,6 2,4 3,2 2,4 3,2 3,2 3,2 4,0 3,2 4,0

Piedra m 0,55 0,80 0,80 0.90 0,90 1,00 1,10 1,10 1,15 1,15

Espaciamiento m 0,65 0,95 0,95 1,10 1,10 1,20 1,30 1,30 1,40 1,40

Carga de fondo Kg Kg/m 0,30 1,10 0,40 1,00 0,50 0,95 0,60 1,44 0,75 1,36 1,10 2,03 1,20 2,30 1,50 2,30 1,40 2,60 1,70 2,60

Carga columna Kg kg/m 0,45 0,45 0.65 0,40 0.90 0,40 0,85 0,60 1,20 0,55 1,80 0,80 2,00 0,90 2,50 0,90 2,10 1,00 2,70 1,00

Zona retacado m 0,30 0,40 0,40 0,45 0,45 0,50 0,55 0,55 0,60 0,60

Cálculo de la carga en los barrenos del techo El espaciamiento es el mismo que para los barrenos de los hastíales. La carga de columna se reduce a 0,30 X concentración de la carga de fondo. Diámetro  barrenos mm 33

Profundidad  barrenos M 1,6

Piedra m 0,55

Espaciamiento m 0,65

32 31 38 37 45 48 48 51 51

2,4 3,2 2,4 3,2 3,2 3,2 4,0 3,2 4,0

0,80 0,80 0.90 0,90 1,00 1,10 1,10 1,15 1,15

0,95 0,95 1,10 1,10 1,20 1,30 1,30 1,40 1,40

Carga de fondo Kg Kg/m 0,30 1,10 0,40 0,50 0,60 0,75 1,10 1,20 1,50 1,40 1,70

1,00 0,95 1,44 1,36 2,03 2,30 2,30 2,60 2,60

Carga columna Kg kg/m 0,35 0,35 0.50 0,30 0.70 0,30 0,70 0,45 0.90 0,40 1,30 0,60 1,45 0,70 1,95 0,90 1,70 0,80 2,25 0.80

Zona retacado m 0,30 0,40 0,40 0,45 0,45 0,50 0,55 0,55 0,60 0,60

121

RESUMEN DE CARACTERISTICAS DE LOS BARRENOS Barrenos de destroza o franqueo con rotura horizontal o hacia arriba d (mm) 30 40 50 h b  V1 E Q pk  ho

q (kg/m3) 1,1 1,3 1,5 H/3 = ( H 0,40) / 2 = 1,1 X V = 0,50 X Q bk  = 0,5 X V

Barrenos de piso Ver arriba Ho Q pk 

= 0,2 X V = 0,70 X Q bk 

Barrenos de franqueo con rotura hacia abajo Ver los barrenos de franqueo anteriores E

= 1,2 X V

Barrenos de las hastíales Ver los barrenos de franqueo con rotura hacia abajo V Q pk  h b

= 0,90 X V  barrenos franqueo rotura hacia abajo = 0,40 X Q bk  = H/6 122

Barrenos del techo Ver barrenos de franqueo con rotura hacia abajo y barrenos de hastíales V Q pk 

= Barrenos hastíales = 0,30 X Q bk 

El modo de preparar los planes de perforación en los túneles, consiste en calcular los espaciamientos y carga de cada barreno de acuerdo con las  bases de cálculo que se acaban de explicar; la manera más sencilla de  proceder es utilizar directamente las tablas, y distribuir los distintos tipos de barreno por área del frente.

6.2 TIPOS DE CUELES Las voladuras en túneles y galerías son mucho más complejas que las voladuras en banco, debido a que la única superficie libre es el frente de excavación. Los consumos específicos son elevados y el confinamiento de las cargas es alto. Por otro lado, las dimensiones de las piedras en el cuele son pequeñas, por lo que los explosivos deben de ser suficientemente insensibles para evitar la transmisión de la detonación por simpatía pero deben poseer una velocidad de detonación lo suficientemente elevada, superior a los 300 m/seg., para evitar el efecto canal en los explosivos encauchados dentro de barrenos de mayor diámetro. Este fenómeno consiste en que los gases de explosión empujan al aire alojado entre la columna de explosivo y la pared del barreno, comprimiendo los cartuchos  por delante del frente de la onda de choque. Destruyendo así los puntos calientes o aumentando excesivamente la densidad del explosivo. La perforación se ha mecanizado intensamente en las últimas décadas con  base en el desarrollo de jumbos hidráulicos, con uno o varios brazos, automatizados y más versátiles. Esto ha hecho que, la elección de los cueles se dirija hacia el grupo de los denominados de barrenos paralelos,  pues son mucho más fáciles de perforar; ya que no hay necesidad de cambiar el ángulo de las deslizaderas y los avances no están tan 123

condicionados por la anchura de los túneles como en el caso de los cueles en ángulo.

6.2.1. CUELE CON BARRENOS PARALELOS Como su nombre lo indica, en este tipo de cuele todos los barrenos son  paralelos entre sí. La rotura tiene lugar en dirección a un barreno sin carga que sirve de abertura inicial. Los primeros barrenos adyacentes al barreno vacío requieren una gran precisión en la perforación y en la carga. Como el barreno vacío es normalmente de un diámetro mayor que los del resto de la pega, los cueles de tiros paralelos son denominados algunas veces cueles de gran diámetro. Los cueles quemados fueron los predecesores de los cueles paralelos. En el cuele quemado, los barrenos son paralelos, pero en el centro se utiliza el barreno de igual diámetro que los demás. Este barreno se llena con una carga potente y los cuatro barrenos situados a su alrededor se dejan sin carga, aunque algunas veces se dejaba vacío el barreno central y se cargaban los otros cuatro. En cualquier caso los cueles quemados  producen generalmente un avance menor que los cueles paralelos del tipo de gran barreno central. La perforación del barreno central de gran diámetro y de los barrenos adyacentes, así como su carga, ha de efectuarse con precisión. Para diferentes valores de estos diámetros, se requieren también diferentes espaciamientos; las características de la roca pueden también requerir un reajuste de los espaciamientos y las cargas a fin de obtener una satisfactoria rotura. Si la carga empleada fuera demasiado pequeña, el cuele no rompería correctamente, y si fuera demasiado grande, la roca  podría pulverizarse y el cuele se malograría. Existen muchas variantes ya bien experimentadas de cueles paralelos de funcionamiento satisfactorio. Una regla sencilla para el cálculo de la  piedra entre el barreno de gran diámetro y el más próximo a él es la siguiente: 124

V

= 0,7 X diámetro barreno central

En el caso de dos barrenos de gran diámetro, esta última relación se modifica así: V = 0,7 X 2 diámetro barreno central

6.2.2 CUELE EN CUÑA O EN V De todos los tipos de cuele de ángulo utilizados en las voladuras de túneles éste es el más utilizado. Los cueles en V necesitan una cierta anchura del túnel para lograr un buen avance. En túneles estrechos, el ángulo de la cuña se reduce, y su voladura se hace más difícil. Este fenómeno se origina por el alto grado de confinamiento en que se encuentra el cuele en tales casos. La precisión de la perforación es otro factor que posee una gran influencia sobre el resultado de la voladura; Cuanto más se acerque la realidad al esquema de perforación teórico, mayor será la cooperación entre los barrenos con relación al efecto rompedor. El ángulo del vértice interior de la cuña debe ser como mínimo de 60 grados. Si el ángulo fuera menor, habrá de incrementarse la carga por  barreno, o incluso utilizar otra cuña en profundidad o encima de la  primera. Los barrenos de contracuele, exteriores al cuele se perforar también en ángulo, para mejorar el efecto rompedor. Los barrenos del cuele y contracuele deben ser iniciados por medio de detonadores de microretardo. Un encendido con simples retardos de medio segundo significaría una menor cooperación entre los barrenos desde el punto de vista rompedor.

6.2.3 CUELES EN ABANICO Al igual que los cueles en V, el cuele en abanico necesita una cierta anchura del túnel para que el avance conseguido por pega sea aceptable. 125

El cuele en abanico podría llamarse también cuele de destroza, pues su funcionamiento se basa en la destroza de la roca en dirección a la superficie libre, el frente de ataque del túnel. Como las condiciones de confinamiento no son severas, el cuele en abanico es de arranque relativamente fácil en comparación con la mayoría de los otros tipos. La distribución irregular de la perforación, así como la necesidad de una  planificación de profundidades de los barrenos, y un emboquille de los mismos bien precisos, han hecho que su utilización en la actualidad sea menor que en el pasado. El cuele en abanico, puede ser adaptado a las diaclasas visibles existentes en la roca de modo que se facilite la rotura,  pues la roca se desprende con mayor facilidad a lo largo de ellas

6.3 RECORTE En el curso de las últimas décadas, el recorte ha llegado a ser  prácticamente un método estandarizado para las voladuras en túneles. En las voladuras en túneles, el recorte proporciona las ventajas siguientes: -

Mayor resistencia de la roca circundante Menor necesidad de refuerzo Zona agrietada más reducida alrededor del contorno final Menor necesidad de hormigón para inyecciones Trabajo de saneo más fácil

En el caso de roca de baja resistencia, sobre todo, el recorte tiene una gran importancia de cara al resultado final, y ejerce una influencia favorable en el aspecto económico de la voladura. En los trabajos en túneles, es preciso prestar una especial atención a que la alineación y emboquille de los barrenos del contorno final se haga con la máxima precisión. Con el objeto de evitar que la sección del túnel vaya haciéndose progresivamente menor con los sucesivos avances, es preciso dar un margen para emboquille a los barrenos del contorno final; ello implica una irregularidad del contorno de roca, y debe ser de una cuantía lo más pequeña posible. El mínimo margen para emboquille depende de 126

las necesidades de espacio del equipo de perforación utilizado. En la  práctica, un nivel de precisión aceptable puede ser el mínimo margen de emboquille + 3 cm/m de barreno. La concentración de carga en los barrenos del contorno debe ser la más  pequeña posible. En la tabla incluida a continuación se indican los valores básicos apropiados para estas voladuras: Diámetro Concentración Piedra de los barrenos de carga mm Kg/m m 25 - 32 0,08 0,30 0,45 25 - 43 0,18 0,70 0,80 45 - 51 0,18 0,80 0,90 51 0,30 1,00 64 0,36 1,00 1,10

Espaciamiento  barrenos m 0,25 0,35 0,50 0,60 0,60 0,70 0,80 0,80 0,90

La carga de fondo se limita corrientemente a un cartucho de diámetro apropiado al barreno. En los hastíales se acostumbra a usar dos cartuchos. Diámetro Carga de fondo de barrenos Barrenos del techo mm kg. 30 0,1 40 0,175 50 0.33

Carga de fondo Barreno de hastíales kg. 0,2 0,35 0,66

Una vez situados los barrenos en la pega, se incluyen el margen para emboquille en la prolongación de los barrenos de recorte. El esquema de encendido debe proyectarse de tal forma que los barrenos de recorte tengan rotura libre en el momento de su detonación. 127

Fig. 6.3.1

0.60

Zona de recorte

En el ejemplo de la figura 6.3.1 se muestra el esquema de un recorte con V1 = 0,80 m. y un margen para emboquille de 20 cm. El empleo de unas cargas potentes en los barrenos de franqueo inmediatos a la zona de recorte puede ejercer una influencia desfavorable sobre el resultado de dicho recorte. En el caso de roca de mala calidad puede ser especialmente recomendable reajustar la perforación y carga de estos  barrenos de franqueo de modo que puede obtenerse otra hilera de recorte,  pero con una carga más potente. En túneles de gran sección, estos barrenos no se encuentran generalmente en condiciones de una constricción tan grande, por lo que no son tan difíciles de volar. La siguiente tabla indica los valores guía para la carga de los barrenos de franqueo inmediatos al contorno final: 128

Diámetro barrenos mm 30 40 50

Carga de fondo kg 0,30 0,45 0,75

Carga de columna kg/m 0,40 0,60 1,00

Cada vez ha ido adquiriendo mayor importancia la posibilidad de disminuir la magnitud de los agrietamientos más allá del contorno final de la sección. La penetración del agua a los túneles, con la consiguiente necesidad de inyecciones, se han convertido en uno de los problemas más importantes en las voladuras en túneles. Los técnicos están consagrando una gran atención a la realización de las voladuras de modo que la formación de grietas quede limitada. Durante mucho tiempo se ha recurrido al recorte en el techo y los hastíales, pero en los últimos años, se ha comenzado también a prestar atención a la realización de una voladura más controlado en los barrenos del piso. Como estos barrenos llevan normalmente cargas mayores que al resto de la pega, ello se ha traducido en acusados agrietamientos que conllevan la penetración al túnel de agua  procedente de las capas inferiores. En subsiguiente y necesario trabajo de impermeabilización ha sido de más difícil ejecución que en el techo y los hastíales. Así pues, siempre que se desee reducir lo más posible la entrada de agua al túnel, los barrenos del piso deberán perforarse y cargarse de forma controlada. La tabla siguiente proporciona unos valores que pueden servir de guía  para lograr este propósito: Diámetro  barrenos mm 30

Carga de fondo kg 0,30

Carga de columna kg/m 0,50

Piedra

Espaciamiento

m 0,70

m 0,60 129

40 50

0,45 0,75

0,65 0,90

0,80 0,90

0,65 0,70

El plan de encendido se proyecta de tal modo que los barrenos del piso tengan pronta rotura libre, disminuyendo así la carga necesaria para levantar la roca desprendida que hay sobre ellos. El empleo de cargas rígidas (cargas alargadas) disminuye el riesgo de un innecesario exceso de carga. Debe hacerse notar que el control de la voladura se consigue en este caso disminuyendo la carga concentrada en el fondo y la concentración de carga de columna. La carga específica, por otro lado, muestra tendencia a aumentar. El espaciamiento denso contribuye también a reglar la formación de grietas en la dirección deseada. El encendido no puede hacerse normalmente con microretardos, aunque es posible aplicarlos en los casos en que el recorte vaya a hacerse por separado después del resto de la pega, alcanzándose entonces unos mejores resultados; sin embargo, tal procedimiento es dificultoso desde el  punto de vista técnico. No obstante, en roca de mala calidad, pueden existir motivos suficientes para proceder así. Puede lograrse un resultado aproximadamente igual si se perforan los  barrenos de recorte de modo que la zona de recorte quede 0,5 m detrás del resto de la pega; los fondos de los barrenos poseen entonces rotura libre, lo que disminuye el grado de confinamiento y mejora los resultados. El precorte no ha sido utilizando tan ampliamente en las voladuras en túneles. En Noruega y en Suecia se han hecho ensayos con precorte en la sección del túnel y voladura posterior del núcleo de la pega, con barrenos con cargas potentes, y sin utilizar cuele alguno. Los resultados obtenidos indican que el método puede ser factible, pero se precisa un mayor desarrollo del mismo. Unas cargas excesivamente concentrada en los cueles o en los barrenos de una pega no resultan demasiados convenientes desde el punto de vista de 130

la Ingeniería de Minas. Puede ser no recomendable el nivel técnico para obtener unos métodos de operar más racionales pero con un resultado final que en conjunto, sea más deficiente.

131

CAPITULO 7. SEGURIDAD APLICADA A LA VOLADURA 7.1

Almacenamiento Esta etapa siempre fue importante en el pasado, especialmente en las labores que necesitaban mantener grandes cantidades de explosivos, por su lejanía a los centros de abastecimiento, y por el envejecimiento relativamente rápido de los explosivos convencionales; especialmente cuando no se les adicionaba los aditivos adecuados al tiempo requerido de almacenamiento, o las condiciones ambientales del polvorín eran deficientes. En efecto, tiempos excesivos de almacenamiento tienden a provocar  problemas de exudación en los explosivos, y temperaturas extremadamente bajas congelan las dinamitas y tornan rígidos e insensibles a muchos slurries. Por estas razones se debe tener  presente los requerimientos de tiempo de almacenamiento al adquirir o preparar las mezclas explosivas; mantener la temperatura de los polvorines en alrededor de los 20 º C,  pintándolos de blanco para que reflejen el sol cuando son metálicos y manteniendo buenas condiciones de ventilación. Es  buena idea optar por almacenes de explosivo subterráneos en regiones con clima continental. Una buena ventilación no sólo regula la temperatura, sino que, además, evita las concentraciones excesivas de humedad, que también resulta muy dañina para los explosivos. Para evitar el envejecimiento de los explosivos; se debe llevar un estricto control de las existencias que considere las fechas de fabricación y llegada de los explosivos al polvorín, para que además de cumplir con las disposiciones legales, permita asegurar que siempre se van a ir usando las existencias más antiguas y así 132

evitar que queden rezagadas algunas cajas que pudieran envejecer excesivamente. Medidas sencillas como tener un termómetro de máximas y mínimas, mantener un área de por lo menos 25 metros de ancho en su contorno libre de cajas vacías o matorrales, tener un lugar para acumular material de empaque, no ubicar los polvorines en fondos de quebradas o en el termino de una calle larga; pueden ser de gran ayuda para evitar accidentes a futuro. 7.2

Transporte. Algunas de las medidas que se deben tomar son las siguientes:

· Vehículo en buen estado mecánico, eléctrico y contar con los

elementos de seguridad para prevenir accidentes. · Aislar la carga de posibles descargas eléctricas por fricción de  pernos, fierros. Esto se puede mejorar forrando el interior con madera u otro material que no produzca chispa. También se debe  poner corta chispas en el tubo de escape de los vehículos a combustión interna, y de este modo evitar que lleguen a la carga. · Ubicar en los 4 costados del camión letreros visibles a distancia,  para darle prioridad en la mina. · Estudiar con anterioridad la ruta, y contar con chofer experimentado. 7.3

Precauciones Generales. · El taqueador debe ser de madera o plástico, por ningún motivo

debe usarse cañerías o fierros. · El diámetro del punzón debe ser levemente superior al del detonador y de material que no produzca chispa. · El galvanómetro debe asegurar una corriente 10 veces inferior a la corriente máxima, que haciéndose pasar durante 5 minutos, no inicie el detonador. 133

· Obviamente, las condiciones de la fuente de poder y los alambres

conductores deben estar en óptimas condiciones al ser utilizadas en el disparo. 7.4

Precauciones en la Perforación y Carguío. · Chequear

las perforaciones con huinchas, espejos y taqueadores. De este modo se establecerá la profundidad, cantidad de agua y las paredes de los tiros. · En caso de cargar tiros con agua, se debe bajar el explosivo hasta asentarlo sobre la superficie con agua para no deformarlo. · En caso de producirse atascamiento de un cartucho, se debe utilizar la herramienta acondicionada para tal efecto y que consiste en un gancho de material no ferroso. · Conectar a tierra el cargador neumático. · Utilizar mangueras de carguío semiconductores · El operador que manipule la manguera de carguío no debe usar guante, para evitar la acumulación de electricidad estática. 7.5

Preparación de cebos. Es la operación destinada a colocar un dispositivo iniciador como el cordón detonante o un detonador en una carga explosiva, con el objeto de hacerla detonar en el momento y en el lugar que se desea. Para que se cumplan estos objetivos finales eficientemente, y la operación de cebado del tiro se efectúe en forma segura, un cebo debe cumplir las siguientes condiciones: · El dispositivo iniciador debe estar sólidamente afianzado a la

carga explosiva, para evitar que sean desplazados de su interior. · Se debe tener cuidado de que tanto los chicotes como las mechas de seguridad de los respectivo detonadores, no queden sujetas a elevadas tensiones o fuertes torsiones. 134

· Si bien es cierto que el explosivo a utilizar como cebo, en

ciertas circunstancias no requerirá ser altamente resistente al agua, se recomienda siempre usar un explosivo altamente resistente para evitar imprevistos. · Un cebo debe tener la forma más adecuada para alcanzar la máxima eficiencia. 7.6

Preparación del cebo con mecha de seguridad para la iniciación de la pólvora. Dada su altísima sensibilidad al calor, basta con utilizar una mecha de seguridad o guía negra transmisora de una llama, que al llegar al extremo opuesto de su iniciación, lanza un chispazo de gran intensidad, capaz de proporcionar la energía calórica necesaria. La  preparación del cebo se inicia con la confección de un cartucho de  papel que se llena hasta la mitad con pólvora, luego se introduce una mecha de seguridad con un pequeño corte cada 5 cms. Para  permitir que la llama disponga de varias aberturas para producir chispazos destinados a asegurar la iniciación de la pólvora. Finalmente se termina de llenar el cartucho, se amarra el extremo y se introduce el tiro.

7.7

Preparación de cebos con mecha de seguridad y detonador ordinario. Debido que a pesar de sus serias limitaciones, aún sigue siendo usada mucho en la pequeña minería, se describirá la forma en que se efectúa esta operación.

A.

Encapsulado: Primero se debe cortar la mecha de seguridad a escuadra y de un largo tal que proporcione el tiempo suficiente para el encendido de todos los tiros, permita dar un orden de salida al disparo, y el tiempo necesario para que el personal 135

alcance un lugar seguro, en todo caso, de acuerdo a las disposiciones legales vigentes en la actualidad, nunca debe tener una longitud menor de 75 cm cuando se trate del encendido de un único tiro, la mecha se debe cortar solo inmediatamente antes de ser insertada en el detonador, utilizando un cuchillo bien afilado o con un alicate de seguridad, nunca tijeras porque la deforman provocando el desprendimiento de parte de la pólvora, que impide la llamarada final, con riesgo de la iniciación del detonador. Luego el extremo de la superficie fresca, recién cortada, se introduce suavemente en el fulminante hasta que se apoye en el opérculo, sin retorcerla y sosteniéndola firmemente, se procede a engarzarla con alicate de seguridad. Es muy importante que la mecha quede completamente pegada al opérculo; para evitar la intercalación de aire sobre el cual el gas desprendido de la combustión de la mecha puede efectuar una contrapresión que impida que el chispazo inicie el detonador, o simplemente la punta de un corte al sesgo obstruya la perforación del opérculo. Por ningún motivo se debe usar un cuchillo o los dientes para realizar esta operación. Además, se debe tener cuidado de no engarzar el detonador cerca de su boca, y por razón alguna en la parte que contiene el explosivo, debido a que puede  provocarse una detonación prematura. El engarzado o engrapado tiene la función de fijar y sellar la unión detonador - mecha, para evitar que penetre humedad que  puede provocar una falla en el encendido. Se deben evitar dobladuras severas de las mechas, que  puedan dañar sus capas protectoras, facilitando la  penetración de la humedad que pueda llegar a provocar fallas en su encendido, razón por la cual no se deben colgar de clavos, sino de soportes de gran curvatura o simplemente dejándola sobre tableros. 136

B.

Preparación del cebo con cartuchos de pequeños diámetros:  Numerosos son los métodos empleados en la actualidad, entre los cuales se tienen los siguientes: · Cebado lateral de un cartucho de dinamita de pequeño

diámetro: Básicamente consiste en introducir el detonador en una perforación practicada con un punzón en el costado del cartucho, de tal forma que el fulminante quede aproximadamente en el eje axial del cebo, equidistante de las paredes del cartucho. Para evitar que salga el detonador, en ocasiones se  prefiere amarrarlo, debido a que además de impedir eficientemente que el detonador se desprenda del cartucho, la mecha no sufra los efectos negativos originados por curvas muy abruptas o por torsiones muy intensa. Otro método igualmente eficiente, requiere de una perforación adicional que atraviesa el cartucho en un ángulo de 45 grados; de modo que, primero el detonador con la mecha se hace pasar a través de él; y luego a unas 2 pulgadas de distancia se inserta en la  perforación practicada lateralmente para ubicarlo en el centro del cartucho perfectamente protegido de los agentes externos, para finalmente estirar la mecha hasta que quede tensa. Las curvas suaves, sin dobleces agudos, no presentan esfuerzos adicionales que puedan dañar a la guía negra. · Cebado por un extremo de un cartucho de dinamita de

 pequeño diámetro: En este método el detonador se introduce en una perforación axial practicada en uno de los extremos del cartucho, de una profundidad tal que  permita que el fulminante queda totalmente emplazado dentro del explosivo, sin riesgo de ser rozado o 137

impactado directamente desde el exterior. Según sea su ubicación en el tiro, se tratará de un cebado en el extremo inferior o superior. En el primer caso la guía deberá ser curvada en torno del borde extremo del cartucho, y vuelta hacia arriba pegada a su cara lateral. El doblez un tanto brusco de la guía sobre el extremo, requiere del uso de una mecha de buena calidad para que no resulte dañada. E n el segundo caso se debe recurrir al uso de un pequeño trozo de cordel que amarrado en torno de la marcha se tensa hacia un costado, y se enlaza en torno del cartucho cebo. 7.8

Preparación de un cebo con detonador no eléctrico y cartucho de película plástica. Se perfora el extremo del cartucho y se inserta el detonador ubicándolo lo más al centro posible, luego se dobla el tubo de choque en tono al extremo del cartucho y se fija con una tela adhesiva.

7.9

Preparación de un cebo con detonador eléctrico y un cartucho de pequeño diámetro. Debido a que los chicotes pueden doblarse de cualquier forma sin que resulten dañados, como suele suceder con la mecha de seguridad; se opta por ubicar el detonador en una perforación axial a partir de uno de sus extremos, y de una profundidad un poco mayor que la longitud del detonador, para que quede  perfectamente protegido. Para luego hacer un bozal con los chicotes y fijarlo en torno del cartucho, cuidando de que los alambres no queden demasiado apretados, debido a que se pueden cortar, o resultar dañada su aísle permitiendo la fuga de corriente, con probabilidades de provocar fallas en el disparo.

7.10. Preparación de un cebo cartucho de gran diámetro.

con detonador eléctrico y un 138

Al igual que en el caso anterior, el detonador se ubica en el interior de una perforación hecha axialmente en uno de sus extremos; pero dado el peso y tamaño del cartucho, se opta por abrir una segunda  perforación oblicuamente a partir del centro del mismo extremo en que se ubica el fulminante, de modo que rompa en un punto de su cara lateral ubicado a 2 o más pulgadas de su extremo, Luego se doblan los chicotes a unas 12 pulgadas del detonador, de modo que constituyan una especie de alambre de cuatro hebras paralelas entre si, que se introducen en la perforación diagonal a partir del extremo del cartucho, hasta que sobresalgan por la pared lateral, donde se procede a abrirlos para conformar un bozal que se hace  pasar sobre el otro extremo del cartucho, luego se inserta el detonador en la perforación axial respectiva y se procede finalmente a tensar los chicotes para que quede ajustado en torno del cartucho. 7.11. Preparación de un cebo con detonador eléctrico y un iniciador moldeado con explosivo fundido. La forma en que se deben cebar estos iniciadores depende de sus  propias características, por lo que los usuarios deberán limitarse a llevar a cabo las recomendaciones de los respectivos fabricantes. A modo de ejemplo se describirá el modo de cebar un iniciador con una perforación axial a lo largo de todo el iniciador y otra paralela de menor longitud destinada a alojar un detonador eléctrico. Primero se doblan los chicotes a unas 12 pulgadas del detonador,  juntándolos para conformar una especie de alambre de cuatro hebras paralelas, que se hacen pasar desde el extremo contrario del que contiene la cavidad para el fulminante; luego se abren en la  parte inferior para dejar pasar el detonador que se inserta en su respectiva perforación, finalmente se tensan los chicotes para que queden ajustados a las paredes del iniciador. En el caso de que el diámetro de la perforación destinada al fulminante sea demasiado  pequeña, el iniciador deberá ser descartado, debido que al forzar 139

el detonador o tratar de agrandar la perforación, puede causar la iniciación prematura de estos elementos. 7.12. Preparación de un cebo con detonador eléctrico y cartucho de una película plástica. Se debe perforar la película plástica en un extremo del cartucho,  para introducir el detonador y ubicarlo aproximadamente en el eje del cebo luego fijarlo sólidamente mediante dos bozales, ubicados cerca de ambos extremos del cartucho. 7.13. Preparación de un cebo con cordón detonante y un iniciador moldeado. Siempre se deben seguir las recomendaciones del respectivo fabricante. 7.14. Cebado de tiros. Con el objeto de obligar a que los gases efectúen un máximo de trabajo útil antes de escapar a la atmósfera; los cebos deberían ser ubicados en el lugar que ofrezca el máximo confinamiento en el tiro, vale decir en el fondo de la perforación, de modo que adicionalmente todo el explosivo que aun no entra en reacción se sume en un principio a la acción confinante del taco. Naturalmente que como en todas las cosas, existen excepciones, como sería el caso de que justo en el fondo del tiro estuviera presente un estrato de mucho menor dureza que las existentes en la parte superior de la columna, debiéndose optar en este caso por ubicarlo en las capas superiores para obtener un máximo efecto fracturador en las estratos que presentan una mayor dificultad para su arranque. En los casos en que exista riesgo de corte de los tiros por el desplazamiento de rocas, en los disparos de banqueo; se recomienda utilizar un segundo iniciador con un retardo de mayor 140

magnitud en la parte superior del tiro, que sólo actúe en caso de que se pierda continuidad con la parte inferior de la columna de explosivo; de lo contrario seguirá siendo iniciado en el fondo, conservando las ventajas que esto implica. Si lo que se pretende es reducir el sobre tamaño que podría producirse por la presencia de alguna capa de gran dureza, se deberá utilizar el mismo retardo en los iniciadores superiores e inferiores. Otro aspecto importante que se tiene que tener muy presente, es el indispensable contacto directo entre la carga principal y el cebo,  para lograr una iniciación eficiente y confiable. Esto resulta especialmente crítico en los extremos superior e inferior de la columna de explosivo, de un tiro de banqueo de gran diámetro con cebo relativamente pequeño, de uno a cinco libras. En efecto, la tendencia demasiado frecuente en algunas faenas mineras, a que se produzca una abundante acumulación de polvo esponjoso, o barro blando en el fondo de los tiros, por un deficiente soplado al final, o al desprendimiento de las partículas finas de roca alterada o vetas arcillosas presente en las paredes del tiro; puede llegar a insensibilizar el explosivo a granel que rodea el iniciador, o simplemente a aislar el cebo del resto de la carga constituida por explosivo encartuchado. Esto podrían obviarse soplando adecuadamente al término de la perforación del tiro, y si esto no es suficiente, efectuar una sobre perforación proporcional a la seriedad del problema, para luego ser rellenado con un material inerte de una granulometría de entre 1/2 y 1 1/8 pulgada,  para proporcionarle la rigidez necesaria que impida el aísle del cebo, del resto de la columna, o la insensibilización del explosivo a granel que lo rodea. Otra solución no tan radical ni tan eficiente pero efectiva, consiste en introducir en el fondo, un cartucho para evitar que al cebo que se introduce a continuación, se hunda en el barro o en el polvo. En el caso de que se use explosivo a granel como carga principal, se introduce el cebo hasta tocar el fondo y luego se levanta hasta 141

dejarlo fuera del material inerte, para aprovechar mejor la energía liberada en la detonación. En ambos casos, una vez ubicado el cebo en el fondo; se debe fijar los chicotes, el cordón o el tubo de choque según sea el caso, a la  boca del tiro, dejándolos suficientemente tensos como para mantenerlos pegados a las paredes del tiro y así facilitar el carguío de la carga principal en cartuchos o a granel, pero lo bastante flojo  para prevenir tensiones excesivas que puedan dañarlos. 7.15

Encendido de una Voladura. Las precauciones y formas de proceder dependen del tipo de accesorios de iniciación que se van a utilizar. La situación es muy diferente si la señal es eléctrica o se transmite basándose en una reacción química. Cada una de ellas tiene sus propios riesgos y sus  propias técnicas de encendido para prevenir posibles deficiencias que pudieran poner en peligro al encargado de la voladura o dar lugar a la presencia de tiros quedados.

7.16

Mecha de seguridad con detonadores ordinarios. Esta operación es bastante peligrosa cuando se trata de un disparo múltiple; debido a que el encendido se efectúa en la frente misma, en medio de un ambiente lleno del humo proveniente de las mechas que se han encendido primero, con muy poca visibilidad, y tiros corriendo fuera de control mientras se estén encendiendo los restantes, todo lo cual exige un buen control de tiempo para evitar  posibles accidentes. Una vez que se ha aislado convenientemente el sector, y se ha llegado al instante de efectuar la voladura; se procede a recortar todas y cada una de las guías para llevar a cabo el encendido secuencial manual, ya sea en forma individual guía a guía, o por medio de una mecha de ignición. 142

7.17

Encendido en forma individual. Para darle una salida secuencial se acostumbra a cortarlas con una diferencia de ½ pulgada entre una y otra, encendiendo primero la más corta y progresivamente las de mayores longitudes. El largo del trozo (L) que se recorta a la mecha del tiro que tiene que salir en primer lugar esta dado por la siguiente formula:

L = (1/ 2) * Nº de tiros + 5 pulg. 7.18

Encendido por mecha de ignición. Presenta la gran ventaja, que sólo se requiere poner fuego en la mecha de ignición para abandonar el lugar, teniendo la seguridad de tener un encendido confiable y eficiente de todas las mechas de seguridad de un avance o de cualquier explosión que involucre dos o más tiros; proporcionando una gran seguridad a esta operación en lugares estrechos, muy inclinados o casi inaccesibles, independiente del número de mechas a encender.

7.19

Detonadores no eléctricos. Si se utilizan conductores no - eléctricos para transmitir la señal de iniciación a una voladura, se deberán seguir las recomendaciones de los fabricantes, para efectuar las respectivas conexiones y chequeos. Así por ejemplo en caso de utilizarse cordones detonantes, estas recomendaciones hacen hincapié en que en toda conexión por medio de nudos debe asegurarse un buen contacto entre el cordón iniciador y el iniciado para garantizar una buena transmisión de la onda de choque, y un ángulo correcto en las derivaciones, evitando los ángulos agudos en la dirección en que viene la onda detonante, debido al alto riesgo que la onda expansiva de la línea troncal o trozos desprendidos de esta, puedan cortar antes de iniciarla en el nudo de conexión. Para obviar esto se acostumbra 143

utilizar conexiones en ángulo recto. Los nudos recomendados por los fabricantes para las conexiones en línea o en ángulo recto, y que naturalmente cumplan con los requisitos estipulados más arriba. El cordón detonante puede ser iniciado con un detonador Nº 8, un detonador eléctrico o no eléctrico, fijados paralelamente con una cinta aislante o amarrados por los chicotes del fulminante eléctrico; de modo que el extremo que contiene el explosivo iniciador, quede apuntando en la misma dirección en que se desea transmitir la onda detonante. Para lograr que a cada punto llegue la señal explosiva por dos vías diferentes, se recomienda: que las líneas troncales formen circuitos cerrados, obviando así en gran  parte las posibles interrupciones por corte de la línea producidas  por las proyecciones de piedras o desplazamientos de la roca  provocado por los tiros que salen primero, debido a que si la línea se ha cortado por un lado la señal de iniciación puede llegar por el otro. Para la determinación del intervalo de retardo de superficie que utiliza este sistema, se recomienda 1 ms. de retardo por cada  pié de distancia entre las perforaciones cuya detonación se está retardando; para evitar el riesgo de cortes en las líneas troncales y obtener el mínimo desplazamiento para crear la cara libre necesaria a la corrida siguiente. Una precaución adicional que se debe tener presente, para evitar cortes de la línea descendente, es la de evitar que cruce la línea troncal. Otro ejemplo interesante es el del tubo de choque. Una vez cargados los tiros de avance, se acostumbra a conectarlos a una línea troncal de cordón detonante de 25 gr/pié en forma individual mediante un conector de plástico. 7.20

Post voladura. Como una cierta proporción de los trozos de roca proyectados a gran velocidad son lanzados en forma ascendente, requiriendo de 144

cierto lapso de tiempo para caer, el riesgo no desaparece en el momento que se produce el incendio sino que se prolonga por unos 60 seg. más, lapso de tiempo en que el personal debería  permanecer debajo del techo protector, para evitar el riesgo de ser impactado por estos trozos de roca. Además, el responsable de la voladura deberá previamente desconectar las líneas de disparo y guardar la máquina explosora o poner llave al conmutador de voladura, para evitar cualquier encendido accidental, durante las operaciones tendientes a efectuar una nueva explosión en el sector. Si bien es cierto, que es indispensable que el encargado de la voladura, retorne lo más pronto posible al lugar de la voladura  para efectuar una rápida evaluación de los resultados y grados de riesgo que le permitan tomar las providencias del caso; es indispensable guardar el tiempo necesario, para que el gran volumen de gas y polvo generado en esta operación; se disipe, y  permita detectar la posible presencia de tiros quedados, restos de explosivos en la saca, planchones colgando, sobre fracturamiento u otras condiciones inestables, que naturalmente constituyen condiciones inseguras, que en cualquier momento pueden dar lugar a serios accidentes. BIBLIOGRAFIA Escuela Empleo de los explosivos en obras de ingeniería civiles y militares de la de Ingenieros Militares de Colombia. Segunda edición. Técnica moderna de voladura de rocas

U. Langefors y Kihlstrom

Técnica para voladuras

Jhon W. Wilson.

Técnicas eficientes para voladuras

Jay A. Rodgers.

Técnica de voladuras Suecas

Nora Boktrycheri.

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