Métodos de corte en minería subterránea El principio de la palabra voladura voladura de túneles reside en la apertura de una cavidad inicial, denominada corte, cuele o arranque, destinada a crear una segunda cara libre de gran superficie para facilitar la subsiguiente rotura del resto de la sección, de modo que los taladros del núcleo y de la periferia puedan trabajar trabajar destrozando la roca en dirección acia dica cavidad! "a profundidad del corte debe ser igual a la estimada para el avance del disparo, cuando menos! "a ubicación influye en la facilidad de proyección del material roto, en el consumo del e#plosivo y el número de taladros necesarios para el disparo! $or lo general, si se localiza cerca de uno de los flancos %a& se requerirá menos taladros en el frontón' cerca al teco %b& proporciona buen desplazamiento y centrado de la pila de escombros, pero con mayor consumo de e#plosivo' al piso %c& es conveniente sólo cuando el material puede caer fácilmente por desplome! En general, la mejor ubicación es al centro de la sección ligeramente por debajo del punto medio %d&! Métodos de corte
(orresponden a las formas de efectuar el disparo en primera fase para crear la cavidad de corte, que comprenden dos grupos) *! (ortes con taladros en +! (ortes con taladros en paralelo!
ángulo
o
cortes
en
diagonal!
Cortes en diagonal
u efectividad consiste en que se preparan en forma angular con respecto al frente del túnel, lo que permite que la roca se rompa y despegue en forma de -descostre sucesivo. asta el fondo del disparo! (uanto más profundo es el avance, tanto más taladros diagonales deben ser perforados en forma escalonada, uno tras otro conforme lo permita el anco del túnel! Estos cortes se recomiendan sobre todo para roca muy tenaz o plástica por el empuje que proporcionan -desde atrás.! /ambién para las que tienen planos de rotura definidos, definidos, ya que dan mayor alternativa que el corte paralelo para atacarlas con diferentes ángulos!
En su mayoría se efectúan con perforadoras manuales y su avance por lo general es menor en profundidad que con los cortes en paralelo %01 y 123 del anco del túnel&, pero tiene a su favor la ventaja de que no se -congelan. o -sinterizan. por e#ceso de carga o inadecuada distancia entre taladros, como ocurre frecuentemente con los cortes paralelos! Es indispensable que la longitud y dirección de los taladros sean proyectadas para que el corte se ubique simétricamente a una línea imaginaria y que no se perfore e#cesivamente! e disponen por parejas, con tendencia a casi juntarse en la parte más profunda para lograr un efecto combinado de las cargas, especialmente en rocas difíciles de romper %duras, estratificadas,etc!&! on más incómodos para perforar porque el operador tiene que ver imaginariamente cómo están quedando ubicados y orientados los taladros, para evitar que se intercepten! 4especto a la carga e#plosiva, los taladros de arranque, es decir los más cercanos a la cara libre, no requieren una elevada densidad! 5sta puede disponerse más bien en los más profundos para tratar de conseguir alguna rotura adicional que compense la natural limitación del avance debido a la propia perforación! Estos cortes son mayormente aplicados en túneles y galerías de corta sección con taladros de peque6o diámetro! "os consumos promedios varían en cifras tan e#tremas como 2,0 a *,7 8g9m:! ;demás de túneles, los cortes angulares especialmente en cu6a y abanico permiten abrir la rotura inicial en frentes planos sin caralibre, como es el caso de apertura de zanjas, pozos, etc! Estos cortes pueden clasificarse en tres grupos) *! (orte en cu6a de ejecución vertical %
(omprende a cuatro o más taladros dirigidos en forma de un az convergente acia un punto común imaginariamente ubicado en el centro y fondo de la labor a e#cavar, de modo que su disparo instantáneo creará una cavidad piramidal!
Este método requiere alta concentración de carga en el fondo de los taladros %ape# de la pirámide&! e le prefiere para piques y cimeneas! egún la dimensión del frente puede tener una o dos pirámides superpuestas! (on este corte se pueden lograr avances de 723 del anco de la galería' su inconveniente es la proyección de escombros a considerable distancia del frente! Corte en cuña o en “v” (wedge cut)
(omprende a cuatro, seis o más taladros convergentes por pares en varios planos o niveles %no acia un solo punto& de modo que la cavidad abierta tenga la forma de una cu6a o -trozo de pastel.! Es de ejecución fácil aunque de corto avance especialmente en túneles estrecos, por la dificultad de perforación! "a disposición de la cu6a puede ser en sentido vertical orizontal! El ángulo adecuado para la orientación de los taladros es de =2> a ?2>! Es más efectivo en rocas suaves a intermedias, mientras que el de la pirámide se aplica en rocas duras o tenaces! Corte en cuña de arrastre (drag o draw cut)
Es prácticamente un corte en cu6a efectuado a nivel del piso de la galería, de modo que el resto del destroce de la misma sea por desplome! e emplea poco en túneles, más en minas de carbón o en mantos de roca suave! Corte en abanico (fan cut)
Es similar al de arrastre pero con el corte a partir de uno de los lados del túnel, disponiéndose los taladros en forma de un abanico %divergentes en el fondo&! /ambién se le denomina -corte de destroce. porque se basa en la rotura de toda la cara libre o frente de ataque del túnel! $oco utilizado porque requiere decierta ancura para conseguir unavance aceptable! Corte combinado de cuña y abanico
@sualmente recomendado para roca tenaz y dura, asta elástica! Atil y muy confiable, aunque es difícil de perforar! Cortes en paralelo
(omo su nombre lo indica, se efectúan con taladros paralelos entre sí! e an generalizado por el empleo cada vez mayor de máquinas perforadoras tipo Bumbo, que cuentan con brazos articulados en forma de pantógrafo para facilitar el alineamiento y dar precisión en la ubicación de los mismos en el frente de voladura! "os taladros correspondientes al núcleo y a la periferia del túnel también son paralelos en razón de que es virtualmente imposible perforar en diagonal con
estas máquinas! /odos tienen la misma longitud llegando al pretendido fondo de la labor! El principio se orienta a la apertura de un ueco central cilíndrico, que actúa como una cara libre interior de la misma longitud que el avance proyectado para el disparo! "a secuencia de voladura comprende tres fases' en la primera son disparados casi simultáneamente los taladros de arranque para crear la cavidad cilíndrica' en la segunda, los taladros de ayuda del núcleo rompen por colapso acia el eje del ueco central a lo largo de toda su longitud, ampliando casi al má#imo la e#cavación del túnel, tanto acia los flancos como acia el fondo' por último salen los taladros de la periferia %alzas, cuadradores y arrastres del piso& perfilando el túnel con una acción de descostre! El perfil o acabado final de la pared continua del túnel, depende de la estructura geológica de la roca, básicamente de su forma y grado de fisuramiento natural %clivaje, diaclasamiento, estratificación& y de su conte#tura! El ueco central debe tener suficiente capacidad para acoger los detritos creados por el disparo de los primeros taladros de ayuda, teniendo en cuenta el natural esponjamiento de la roca triturada, de modo que se facilite la e#pulsión %tro<& del material de arranque, después de las segundas ayudas y los taladros periféricos! $ara diferentes diámetros de taladros se requieren diferentes espaciamientos entre ellos! Es importante la precisión de la perforación para mantener estos espacios y evitar la divergencia o convergencia de los taladros en el fondo con lo que puede variar el factor de carga! "a densidad y distribución de la columna de e#plosivo, en mucos casos reforzada, así como la secuencia ordenada de las salidas son determinantes para el resultado del corte! @sualmente los taladros de arranque se disparan con retardos de milisegundos y el resto del túnel con retardos largos, aunque en ciertos casos los microretardos pueden ser contraproducentes! Estos cortes son aplicados generalmente en roca omogénea y competente, son fáciles y rápidos de ejecutar pero como contraparte no siempre dan el resultado esperado, ya que cualquier error en la perforación %paralelismo y profundidad&, en la distribución del e#plosivo o el método de encendido se reflejará en mala formación de la cavidad, o en la sinterización %aglomeración& de los detritos iniciales que no abandonan la cavidad a su debido tiempo, perjudicando la salida de los taladros restantes! i la carga e#plosiva es demasiado baja, el arranque no romperá adecuadamente, y si es muy elevada la roca, puede desmenuzarse y compactar, malogrando el corte lo que afectará todo el disparo!
;demás del corte cilíndrico con taladros paralelos se efectúan otros esquemas, como el corte paralelo escalonado, con el que se consigue un ueco o tajada inicial de geometría cuadrangular y de amplitud igual al anco de la labor, cuyo desarrollo comprende un avance escalonado por tajadas orizontales o escalones, con taladros de longitudes crecientes intercalados, que se disparan en dos fases! El disparo de la primera fase rompe la mitad del túnel por desplome, dejando un plano inclinado como segunda cara libre, sobre la que actuarán los taladros de la segunda fase por acción de levante! Estos cortes son adecuados para rocas estratificadas, mantos de carbón, rocas fisuradas o incompetentes! Tipos de cortes paralelos
"os esquemas básicos con C (orte C (orte cilíndrico con C (orte escalonado por tajadas orizontales!
taladros taladros
paralelos de
son) quemado! alivio!
/odos ellos con diferentes variantes de acuerdo a las condiciones de la roca y la e#periencia lograda en diversas aplicaciones! Corte quemado
(omprende un grupo de taladros de igual diámetro perforados cercanamente entre sí con distintos trazos o figuras de distribución, algunos de los cuales no contienen carga e#plosiva de modo que sus espacios vacíos actúan como caras libres para la acción de los taladros con carga e#plosiva cuando detonan! El dise6o más simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacíos en los vértices y uno cargado al centro! $ara ciertas condiciones de roca el esquema se invierte con el taladro central vacío y los cuatro restantes cargados! /ambién son usuales esquemas con seis, nueve y más taladros con distribución cuadrática, donde la mitad va con carga y el resto vacío, alternándose en formas diferentes, usualmente triángulos y rombos! Esquemas más complicados, como los denominados cortes suecos, presentan secuencias de salida en espiral o caracol! (omo los taladros son paralelos y cercanos, las concentraciones de carga son elevadas, por lo que usualmente la roca fragmentada se sintetiza en la parte profunda de la e#cavación %corte&! Esto no permite las condiciones óptimas para la salida del arranque! "o contrario ocurre con los cortes cilíndricos! "os avances son reducidos y no van más allá de +,1 m por disparo, por lo que los cortes cilíndricos son preferentemente aplicados!
Corte cilíndrico
Este tipo de corte mantiene similares distribuciones que el corte quemado, pero con la diferencia que influye uno o más taladros centrales vacíos de mayor diámetro que el resto, lo que facilita la creación de la cavidad cilíndrica! Dormalmente proporciona mayor avance que el corte quemado! En este tipo de arranque es muy importante el burden o distancia entre el taladro grande vacío y el más pró#imo cargado, que se puede estimar con la siguiente relación) F 2,? # diámetro del taladro central %el burden no debe confundirse con la distancia entre centros de los mismos, normalmente utilizada&! En el caso de emplear dos taladros de gran diámetro la relación se modifica a) F 2,? # + diámetro central! @na regla práctica indica que la distancia entre taladros debe ser de +,1 diámetros! Cómo
determinar
los
cálculos
para
perforación
y
carga
*! Estime un diámetro grande en relación con la profundidad del taladro que permita al menos un avance de G1 3 por disparo! (omo alternativa perfore varios taladros de peque6o diámetro de acuerdo con la siguiente fórmula) H* F H+ # I n donde) H*) diámetro grande supuesto! H+) diámetro grande empleado! n) número de taladros grandes! +! (alcule el burden má#imo en relación con el diámetro grande de acuerdo a la siguiente fórmula) $rimer cuadrilátero) J *,1 H
donde) ) burden má#imo F distancia del ueco grande al ueco peque6o, en m! H) diámetro del ueco grande! $ara cuadriláteros subsiguientes) J ; donde) ) burden má#imo, en m! ;) anco de apertura o laboreo, en m!
:! iempre calcule la desviación de la perforación, para lo cual una fórmula adecuada es la siguiente) K F %2,* L 2,2: & donde) K) desviación de la perforación, en m! ) burden má#imo, en m! ) profundidad del taladro, en m! $ara obtener el burden práctico, reducir el burden má#imo por la desviación de la perforación %K&! 0! iempre perfore los taladros según un esquema estimado! @n taladro demasiado profundo deteriora la roca y uno demasiado corto deja que parte de la roca no se fracture! ;sí, las condiciones desmejoran para la siguiente ronda disminuyendo el avance por disparo como resultado final! 1! (alcule siempre las cargas en relación con el má#imo burden y con cierto margen de seguridad! =! eleccione el tiempo de retardo de manera que se obtenga suficiente tiempo para que la roca se desplace! "os dos primeros taladros son los más importantes! ?! Kactores a considerar para conseguir óptimo resultado cuando se emplean cortes paralelos! Diseño básico para voladurasubterránea en túnel
El trazo o diagrama de distribución de taladros y de la secuencia de salida de los mismos presenta numerosas alternativas, de acuerdo a la naturaleza de la roca y a las características del equipo perforador, llegando en ciertos casos a ser bastante complejo! Distribución y denominaciónde taladros
"os taladros se distribuirán en forma concéntrica, con los del corte o arranque en el área central de la voladura, siendo su denominación como sigue) Arranque o cueles
on los taladros del centro, que se disparan primero para formar la cavidad inicial! $or lo general se cargan de *,: a *,1 veces más que el resto!
Ayudas
on los taladros que rodean a los taladros de arranque y forman las salidas acia la cavidad inicial! Ne acuerdo a la dimensión del frente varía su número y distribución comprendiendo a las primeras ayudas %contracueles&, segundas y terceras ayudas %taladros de destrozo o franqueo&! alen en segundo término! Cuadradores
on los taladros laterales %astiales& que forman los flancos del túnel! Alas o tec!os
on los que forman el teco o bóveda del túnel! /ambién se les denominan taladros de la corona! En voladura de recorte o smoot blasting se disparan juntos alzas y cuadradores, en forma instantánea y al final de toda la ronda, denominándolos en general, -taladros periféricos.! Arrastre o pisos
on los que corresponden al piso del túnel o galería' se disparan al final de toda la ronda! Número de taladros
El número de taladros requerido para una voladura subterránea depende del tipo de roca a volar, del grado de confinamiento del frente, del grado de fragmentación que se desea obtener y del diámetro de las brocas de perforación disponibles' factores que individualmente pueden obligar a reducir o ampliar la malla de perforación y por consiguiente aumentar o disminuir el número de taladros calculados teóricamente! Onfluyen también la clase de e#plosivo y el método de iniciación a emplear! e puede calcular el número de taladros apro#imadamente, mediante la siguiente fórmula empírica) D>tal!F *2 # P; # donde) ;) anco de túnel! ) altura del túnel! Ejemplo) $ara un túnel de *,72 m # +,72 m F 1,20 m+ D>tal!F P1 # *2 F +,+ # *2 F ++ taladros Q en forma más precisa con la relación)
D>t F %$9dt& R %c # & donde) $ ) circunferencia o perímetro de la sección del túnel, en m!, que se obtiene con la fórmula) $F P; # 0 dt) distancia entre los taladros de la circunferencia o periféricos que usualmente es de)
c) coeficiente o factor de roca, usualmente de)
) dimensión de la sección del túnel en m+ %cara libre&
Ejemplo) para el mismo túnel de 1m+ de área, en roca intermedia, donde tenemos) $F P1 # 0 F +,+ # 0 F 7,7 dt F 2,= c F *,1 F 1 m+ ;plicando la fórmula) D>t F %$9dt& R %c # & /enemos)%7,792,=& R %*,1 # 1& F *0,? R ?,1 F ++ taladros! "istancia entre taladros
e determinan como consecuencia del número de taladros y del área del frente de voladura! Dormalmente varían de *1 a :2 cm entre los arranques, de =2 a G2 cm en los de ayuda y de 12 a ?2 cm entre los cuadradores! (omo regla práctica se estima una distancia de + pies %=2 cm& por cada pulgada de diámetro de la broca! "os taladros periféricos %alzas y cuadradores& se deben perforar a unos +2 a :2 cm del límite de las paredes del túnel para facilitar la perforación y evitar la sobrerotura! Dormalmentese perforan ligeramente divergentes del eje del túnel para que sus topes permitan mantener la misma amplitud de sección en la nueva cara libre a formar! Longitud de taladros
erá determinada en parte por el anco útil de la sección, el método de corte de arranque escogido y las características del equipo de perforación! (on corte quemado puede perforarse asta + y : m de profundidad' con corte en -S. solo se llega de * a + m! de túneles de peque6a sección! $ara calcular la longitud de los taladros de corte en S, cu6a o pirámide se puede emplear la siguiente relación) "F 2,1 # P donde) ) es la dimensión de la sección del túnel en m+ Cantidad de carga
Nepende de la tenacidad de la roca y de la dimensión del frente de voladura! Onfluyen) el número, diámetro, profundidad de los taladros y el tipo de e#plosivo e iniciadores a emplear!
e debe tener en cuenta que la cantidad de e#plosivo por m+ a volar, disminuye cuanto más grande sea la sección del túnel y aumenta cuanto más dura sea la roca! En términos generales puede considerarse los siguientes factores en 8g de e#plosivos9m: de roca! En minería los consumos de dinamita varían generalmente entre :22 a 722 g9m:! (omo generalidad, pueden considerar los siguientes factores para)
En donde podemos considerar) C 4ocas muy difíciles) granito, conglomerado, arenisca! C 4ocas difíciles) arenisca sacaroide, arena esquistosa! C 4ocas fáciles) esquisto, arcilla, esquistos arcillosos, lutita! C 4ocas muy fáciles) arcilla esquistosa o rocas muy suaves! Salores estimados para galería con una sola cara libre, para disparos con + caras libres se pueden considerar valores de 2,0 a 2,= 8g9m:! Distribución de la carga
#ovimiento de roca
Solumen %S& F # " donde) S) volumen de roca!
) dimensión de la sección, en m+! ") longitud de taladros, en m! /onelaje %t& F %S& # T donde) T) densidad de roca, usualmentede *,1 a +,1 %ver tablas&! Cantidad de carga
%Ut& F S # 8g9m:
donde) S) volumen estimado, en m:! 8g9m:) carga por m: %cuadro posterior& Carga promedio por taladro
Ut9D>t donde) Ut) carga total de e#plosivo,en 8g! D> tal!) número de taladros! En la práctica, para distribuir la carga e#plosiva, de modo que el corte o cual sea reforzado, se incrementa de *,: a *,= veces la -carga promedio. en los taladros del arranque, disminuyendo en proporción las cargas en los cuadradores y alzas %que son los que menos trabajan, ya que actúan por desplome&!
Características de los taladros de destroce
4esumen *! (arga de fondo F "9:, donde "F longitud del taladro %para las alzas) "9=&! +! urden %& no mayor de %" V2,02&9+! :! Espaciamiento %E& F *,* # asta *,+ # %en los cuadradores&! 0! (oncentración de carga de fondo %(K& para)
1! (oncentración de carga de columna %((& F 2,1 # (K, en 8g9m:! =! "ongitud del taco %/& F 2,1 # , %en arrastres 2,+ # &! El esquema geométrico general de un corte de cuatro secciones con taladros paralelos se indica en la siguiente figura!
"a distancia entre el taladro central de alivio y los taladros de la primera sección no debería e#ceder de *,? # N+ para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la roca! "as condiciones de fragmentación varían muco, dependiendo del tipo de e#plosivo, características de la roca y distancia entre los taladros cargados y vacíos!
$ara un cálculo más rápido de las voladuras de túnel con cortes de taladros paralelos de cuatro secciones, se puede aplicar la siguiente regla práctica)
Proundidad de los taladros
En el corte de cuatro secciones, laprofundidad de los taladros puedeestimarse con la siguiente e#presión) " F 2,*1 R :0,* # H+ V :G,0 # %H+& al cuadrado donde) ") longitud de taladro, en m! H+) diámetro del taladro de alivio, en mm! (uando se utilizan varios taladros vacíos, la ecuación sigue válida aciendo H+ F H* PD> tal! donde) H+) diámetro de los taladros vacíos, en m! D> tal!) número de taladros! H*) diámetro de taladros de producción, en m! "a concentración lineal de carga para los taladros del arranque se calcula a partir de la siguiente e#presión) q*F 11 # H* %9H+& elevado a la *,1 # % V H+9+&%c92,0&%*9$4$anfo&
donde) q*) concentración lineal de carga, en 8g9m! H*) diámetro de producción, en m! H+) diámetro del taladro de alivio, en m! ) dimensión del burden, en m! () constante de la roca! $4$anfo) potencia relativa en peso del e#plosivo referido al ;DKQ! "a potencia es, desde el punto de vista de aplicación industrial, una de las propiedades más importantes, ya que define la energía disponible para producir efectos mecánicos, entre otros y la podríamos obtener de la siguiente fórmula) $4$anfoF %%d V Sd al cuadrado& 9 %d ;DKQ ! S ;DKQ al cuadrado&& elevado a la *9: donde) dF densidad de e#plosivo %g9cm:& SdF velocidad de detonación del e#plosivo %m9s& d ;DKQF densidad del ;DKQ %g9cm:& S ;DKQF velocidad de detonación del ;DKQ %m9s& $%emplo de cálculo para voladura de t&nel
(álculo para e#cavación de un túnel de *!022 m! con *2,00 m+ de sección, recta con perfil convencional sin recorte periférico, en roca andesítica, a perforar contaladros de * *90. %:+ mm& y +,02m de longitud, corte cilíndrico contaladros paralelos! E#plosivo, EMEW; =1 de * *97. # ?., encendido con detonadores no eléctricos de retardo corto para el arranque y de medio segundo para el núcleo! Cálculo de carga' Cantidad de explosivo
*! Solumen de material a mover por disparo S F # p %área de la sección porprofundidad de taladro& S F *2, 00 # +,02 m F +1 m: de roca por disparo! +! Dúmero de taladros por sección DX F 49( R Y! donde) 4 F circunferencia de la secciónen metros # 0 F *2,00 # 0 F *+,G ( F distancia entre los taladros de circunferencia en metros 2,1 para roca dura 2,= para roca intermedia %andesita por ejemplo& 2,? para roca blanda
F dimensión de la sección en m+ %F *2,00 m+& Y F coeficiente) + para roca dura*, 1 para roca intermedia * para roca blanda "uego DX F *+,G92,= R *,1 # *2,00F :?,+ F :? taladros má#imo %cantidad que podrá ser disminuida silas condiciones del terreno lo permiten& :! (antidad de carga %factor& Ne acuerdo a las secciones del túnel y dureza de la roca, se obtiene el promedio en 8g de e#plosivo utilizado por m: de roca movida por cada metro de avance, teniendo los siguientes casos para roca intermedia) %a& * a 1 m+ +,+ a *,7 8g9m: %b& 1 a *2 m+ *,7 a *,0 8g9m: %c& *2 a +2 m+ *,0 a *,2 8g9m: %d& +2 a 02m+ *,2 a 2,7 8g9m: Ne acuerdo a los valores en %b& podemos considerar un promedio de *,= 8g9m: para la sección prevista, lo que da un consumo estimado por disparo de) *,= 8g9m: # +1 m: F 02 8g9m: iendo el factor de carga por taladro de) 029:? F *,27 8g9m: por taladro! egún este factor el número promedio de cartucos por taladros con EMEW; =1 en * *97 # ?. y con **= gramos de peso, será de) * 2729**= F G,: cartuco por taladro y) G,: # :? taladros F :00 cartucos por disparo teniendo la caja de EMEW; +1 8g9m:, +*1 cartucos en promedio, el consumo de cajas por disparo será de) :009+*1 F *,= cajas! $or tanto, el consumo total para el túnel de * 022 m solamente con EMEW; será de) C "ongitud de taladro F +,02 m C ;vance por disparo, considerando una eficiencia de G23 F +,*2m C Dúmero total de disparos) *!0229 0+,*2 m F === C /otal de cajas a emplear) *,=2 #=== F * 2=1,1 F * 2== cajas
0! Nistribución de la carga por taladros C Dormalmente la longitud de la columna e#plosiva va de *9+ a +9: de la longitud total del taladro %de *,+2 a *,=2m&, con carga concentrada al fondo! $ara asegurar el corte de arranque es recomendable cargar los taladros de arranque *,: a *,= veces el promedio calculado, las ayudas *,* vez y disminuir proporcionalmente la carga en el resto de taladros! Es conveniente sellar los taladros con taco de arcilla de unos +2 a :2 cm! compactados, lo que incrementará la eficiencia en un *23! 1! Nistribución de los taladros El corte de arranque de preferencia se ubicará al centro de la sección! $ara mejor distribución de los taladros de destroce, debe formar una cavidad inicial de * a + m! de diámetro, ideal para dar cara libre lateral a los taladros de ayuda y destroce acia dica cavidad! Dormalmente al inicio se e#perimenta con varios trazos de arranque, pero el usual es el corte cilindro con un taladro central de alivio, de mayor diámetro que los demás, pero sin carga e#plosiva %que será la cara libre inicial&, rodeado por cuatro o más taladros de menor diámetro con carga e#plosiva reforzada %arranque&! "a distancia del taladro de alivio al de arranque más cercano se calcula apro#imadamente con la siguente fórmula) SF 2,? diámetro del taladro central Ejemplo ?1 mm F 2,? # ?1 F 1+ mm i solamente se perforan taladros de menor diámetro en rombo o paralelos, unos con carga y otros vacíos, la distancia usual entre ellos será de *1 a +1 cm! "a distancia entre los demás taladros de destroce se determina por su número y el área disponible para su distribución, pero generalmente es de 2,1 a 2,? m para los cuadradores y de 2,= a 2,G m paralos de ayuda! =! Nisparo V tiempos de retardo En túneles se puede iniciar mediante fulminantemedia, detonadores no eléctricos de soc8 o eventualmente detonadores eléctricos, pero normalmente para secciones con corte cilindro se prefieren los no eléctricos de miliretardo! En trazos con uno o dos taladros vacíos al centro, de mayor o igual diámetro que los de
producción, se suele rodearlos con cuatro, seis o más taladros de arranque que se inician con detonadores de milisegundos, de dos formas) taladros opuestos cruzados con el mismo número de retardo eje + V +, : V :, 0 V 0, o con series escalonadas intercaladas %ejemplo) * V : V 1 V ? V GC ** V *:&, para limitar vibraciones y proporcionar mayor empuje a los detritos del arranque! Esta serie cubrirá también a las primeras ayudas! El resto de taladros) segundas ayudas, cuadradores, alzas y arrastres se dispararán con detonadores de medio segundo en series escalonadas para permitir las salidas del centro acia fuera debe tenerse en cuenta la recomendación de no emplear tiempos mayores de *22 ms entre los tiros, para evitar interferencias! ;rtículo publicado en la revista eguridad Minera n> *2:! Kuente) Kuente)Manual práctico de voladura EW; !;!, "ima (uarta Edición, p!*G+C+21
