Descripción: MANUAL DE PERFORACIÓN Y VOLADURAS...
Manual de Perforación y Voladura de Rocas
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CONTENIDO CAPITULO 1: HISTORIA DE LOS EXPLOSIVOS ............................................................................................................... 11 COMIENZOS ................................................................................................................................................................... 11 APARICIÓN DE LA PÓLVORA E INVENCIÓN DE LOS PRIMEROS EXPLOSIVOS .................................................................. 11 APARICIÓN DE LA DINAMITA ......................................................................................................................................... 12 DESARROLLOS MODERNOS ........................................................................................................................................... 13 CAPITULO 2: TERMODINÁMICA DE LAS REACCIONES EXPLOSIVAS ............................................................................. 15 PROCESOS DE REACCIÓN ............................................................................................................................................... 15 Combustión ............................................................................................................................................................... 15 Deflagración .............................................................................................................................................................. 15 Detonación ................................................................................................................................................................ 15 Explosión ................................................................................................................................................................... 16 PROCESO DE LA DETONACIÓN DE UN EXPLOSIVO ......................................................................................................... 16 TERMOQUÍMICA DE LOS EXPLOSIVOS ........................................................................................................................... 17 Presión de detonación ............................................................................................................................................... 17 Presión de explosión .................................................................................................................................................. 18 Presión en el barreno o Presión de Trabajo (PT)........................................................................................................ 18 Calor de Explosión ..................................................................................................................................................... 19 Volumen de Gases ..................................................................................................................................................... 20 Balance de Oxígeno ................................................................................................................................................... 20 Energía Mínima Disponible ....................................................................................................................................... 21 Temperatura de Explosión ......................................................................................................................................... 21 CAPITULO 3: PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS ........................................................................................................ 22 VELOCIDAD DE DETONACIÓN ........................................................................................................................................ 22 DENSIDAD ...................................................................................................................................................................... 24 POTENCIA Y ENERGÍA ..................................................................................................................................................... 24 RESISTENCIA AL AGUA ................................................................................................................................................... 27 SENSIBILIDAD ................................................................................................................................................................. 27 DESENSIBILIZACIÓN ....................................................................................................................................................... 28 TRANSMISIÓN DE LA DETONACIÓN ............................................................................................................................... 28 EMANACIÓN DE GASES (HUMOS) .................................................................................................................................. 29 INFLAMABILIDAD ........................................................................................................................................................... 30 ESTABILIDAD .................................................................................................................................................................. 30 CAPITULO 4: CLASIFICACIÓN DE LOS EXPLOSIVOS ...................................................................................................... 32 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LOS EXPLOSIVOS .............................................................................................................. 32 Explosivos Mecánicos ................................................................................................................................................ 32 Explosivos Nucleares ................................................................................................................................................. 33 Explosivos Químicos .................................................................................................................................................. 33 Deflagrantes .............................................................................................................................................................. 37 CLASIFICACIÓN POR CARACTERÍSTICAS ......................................................................................................................... 38 CLASIFICACIÓN POR TIPOLOGÍA..................................................................................................................................... 38 CAPITULO 5: EXPLOSIVOS INDUSTRIALES ................................................................................................................... 40 EXPLOSIVOS NO SENSIBLES AL DETONADOR (AGENTES DE VOLADURA) ....................................................................... 40 Nitrato de Amonio ..................................................................................................................................................... 40 ANFO ......................................................................................................................................................................... 41 ANFOAL ..................................................................................................................................................................... 43 Hidrogeles (slurries) ................................................................................................................................................... 43 Emulsiones ................................................................................................................................................................. 44 Ing. 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ANFO Pesado ............................................................................................................................................................. 45 EXPLOSIVOS SENSIBLES AL DETONADOR ....................................................................................................................... 46 Dinamitas .................................................................................................................................................................. 46 Hidrogeles sensibilizados (sensibles al detonador).................................................................................................... 49 Emulsiones sensibilizadas (sensibles al detonador) ................................................................................................... 49 Explosivos de seguridad............................................................................................................................................. 50 Explosivos especiales ................................................................................................................................................. 50 CAPITULO 6: SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS.................................................................................................................... 52 USO DE LOS EXPLOSIVOS INDUSTRIALES........................................................................................................................ 52 CRITERIOS DE SELECCIÓN ............................................................................................................................................... 52 Precio del explosivo ................................................................................................................................................... 52 Diámetro del barreno ................................................................................................................................................ 53 Características de la roca .......................................................................................................................................... 54 Presencia de agua ..................................................................................................................................................... 55 Atmosfera de trabajo ................................................................................................................................................ 55 CAPITULO 7: ACCESORIOS DE VOLADURA .................................................................................................................. 57 DISPOSITIVOS NO ELÉCTRICOS PARA LA INICIACIÓN ..................................................................................................... 57 Detonador corriente (o fulminante) .......................................................................................................................... 57 Mecha de Seguridad .................................................................................................................................................. 58 Cordón de ignición y conector ................................................................................................................................... 59 Cordón Detonante ..................................................................................................................................................... 60 Conectores de Retardo para cordón detonante ........................................................................................................ 61 Reforzadores (Boosters) ............................................................................................................................................ 62 Detonador no eléctrico (Nonel) ................................................................................................................................. 63 DISPOSITIVOS ELÉCTRICOS PARA LA INICIACIÓN ........................................................................................................... 64 Detonadores eléctricos .............................................................................................................................................. 64 OTROS ACCESORIOS....................................................................................................................................................... 66 CAPITULO 8: TÉCNICAS DE CEBADO Y CARGA ............................................................................................................. 69 PROPIEDADES DEL CEBADO ........................................................................................................................................... 69 ENSAMBLADO DEL CEBO ............................................................................................................................................... 70 UBICACIÓN DEL CEBO .................................................................................................................................................... 72 RECOMENDACIONES SOBRE EL CEBADO ....................................................................................................................... 74 TÉCNICAS DE CARGA DE BARRENOS............................................................................................................................... 76 CAPITULO 9: SISTEMAS DE INICIACIÓN ....................................................................................................................... 82 APLICACIÓN DE LOS SISTEMAS DE INICIACIÓN .............................................................................................................. 83 INICIACIÓN CON MECHA DE SEGURIDAD Y DETONADOR CORRIENTE ........................................................................... 84 Fundamento .............................................................................................................................................................. 84 Ensamblaje ................................................................................................................................................................ 84 Cebado del cartucho .................................................................................................................................................. 85 Encendido (chispeo) ................................................................................................................................................... 86 Almacenamiento, manejo y transporte ..................................................................................................................... 88 SISTEMA DE INICIACIÓN CON CORDÓN DE IGNICIÓN .................................................................................................... 88 Ensamblaje ................................................................................................................................................................ 88 Normas para el uso ................................................................................................................................................... 89 SISTEMA DE INICIACIÓN ELÉCTRICO .............................................................................................................................. 89 Fundamento .............................................................................................................................................................. 89 Componentes del sistema.......................................................................................................................................... 91 Principios básicos de la voladura eléctrica ................................................................................................................ 97 Revisión de los circuitos ...........................................................................................................................................101 SISTEMA DE INICIACIÓN CON CORDÓN DETONANTE ..................................................................................................102 Fundamento ............................................................................................................................................................102 Ing. 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Cebado y carga ........................................................................................................................................................103 Uso de retardos .......................................................................................................................................................104 Efectos del cordón detonante sobre la columna explosiva ......................................................................................105 Conexiones ..............................................................................................................................................................105 SISTEMA DE INICIACIÓN NO ELÉCTRICO CON TUBO DE CHOQUE ................................................................................107 Fundamento ............................................................................................................................................................107 Componentes del sistema........................................................................................................................................107 Accesorios de conexión e iniciación .........................................................................................................................109 Iniciación del sistema ..............................................................................................................................................111 Utilización del sistema .............................................................................................................................................111 Ventajas de la utilización del sistema ......................................................................................................................112 Desventajas de la utilización del sistema ................................................................................................................112 CONSIDERACIONES FINALES SOBRE LOS SISTEMAS DE INICIACIÓN .............................................................................112 CAPITULO 10: SEGURIDAD EN EL USO DE EXPLOSIVOS ............................................................................................. 116 NORMAS Y ASPECTOS GENERALES ...............................................................................................................................116 ALMACENAMIENTO DE EXPLOSIVOS ...........................................................................................................................117 TRANSPORTE DE EXPLOSIVOS ......................................................................................................................................119 USO DE LOS EXPLOSIVOS .............................................................................................................................................120 DESTRUCCIÓN DE EXPLOSIVOS ....................................................................................................................................122 TRATAMIENTO DE FALLAS............................................................................................................................................123 CAPITULO 11: EFECTOS DE LAS ROCAS Y LA GEOLOGÍA EN LAS VOLADURAS ............................................................ 124 TIPOLOGÍA DE LAS ROCAS PARA VOLADURAS..............................................................................................................124 PROPIEDADES Y CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA ..........................................................................................................124 Densidad o peso específico ......................................................................................................................................125 Porosidad .................................................................................................................................................................125 Esponjamiento .........................................................................................................................................................126 Humedad .................................................................................................................................................................126 Dureza .....................................................................................................................................................................126 Resistencia mecánica a la compresión y tensión. ....................................................................................................126 Frecuencia sísmica de la roca ..................................................................................................................................127 Variabilidad .............................................................................................................................................................127 Fricción interna ........................................................................................................................................................127 ESTRUCTURAS PRESENTES EN LAS ROCAS ...................................................................................................................128 Estratificación o bandeamiento ..............................................................................................................................128 Esquistosidad ...........................................................................................................................................................128 Fracturas .................................................................................................................................................................128 Fallas .......................................................................................................................................................................128 Contactos.................................................................................................................................................................128 INFLUENCIA DE LAS ESTRUCTURAS EN LAS VOLADURAS .............................................................................................129 Litología ...................................................................................................................................................................129 Estructuras preexistentes ........................................................................................................................................129 CONTROL GEOESTRUCTURAL DEL MACIZO ROCOSO ...................................................................................................131 Influencia del rumbo en las voladuras .....................................................................................................................131 Influencia del buzamiento en las voladuras ............................................................................................................132 ESTRUCTURAS EN TRABAJOS SUBTERRÁNEOS .............................................................................................................133 CAPITULO 12: PRINCIPIOS GENERALES DE LA VOLADURA ........................................................................................ 135 MECANISMOS DE ROTURA ..........................................................................................................................................135 Descripción del proceso ...........................................................................................................................................135 Voladuras con retardo entre hileras de barrenos ....................................................................................................136 Condiciones para la rotura ......................................................................................................................................137 Rendimiento energético de las voladuras ...............................................................................................................139 NOMENCLATURA .........................................................................................................................................................139 Ing. 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VARIABLES CONTROLABLES .........................................................................................................................................140 Variables geométricas .............................................................................................................................................140 Diámetro del hueco ............................................................................................................................................................... 140 Altura del banco..................................................................................................................................................................... 142 Inclinación de los barrenos .................................................................................................................................................... 143 Atacadura .............................................................................................................................................................................. 144 Sobreperforación ................................................................................................................................................................... 145 Retiro y espaciamiento .......................................................................................................................................................... 146 Patrones de voladura ............................................................................................................................................................. 146 Características del frente de la voladura (cara libre) ............................................................................................................. 148 Tamaño y forma de las voladuras .......................................................................................................................................... 149 Volumen de expansión disponible ......................................................................................................................................... 150
Variables operativas ................................................................................................................................................151 Influencia del equipo de carga ............................................................................................................................................... 151 Fragmentación ....................................................................................................................................................................... 151 Calidad de la perforación ....................................................................................................................................................... 152
Variables fisicoquímicas ..........................................................................................................................................153 Explosivos .............................................................................................................................................................................. 153 Configuración de las cargas ................................................................................................................................................... 153 Distribución de los explosivos en el barreno ......................................................................................................................... 154 Desacoplamiento de las cargas .............................................................................................................................................. 154 Consumo especifico de explosivos......................................................................................................................................... 155 Iniciación y cebado ................................................................................................................................................................ 155
Variables de tiempo.................................................................................................................................................155 Diseño de la secuencia de encendido .................................................................................................................................... 155
CONDICIONES PARA EL TRABAJO EFICIENTE DE LOS EXPLOSIVOS ...............................................................................160 EVALUACIÓN DE RESULTADOS DE LA VOLADURA ........................................................................................................160 CAPITULO 13: VOLADURA DE BANCOS ..................................................................................................................... 162 VOLADURAS DE PEQUEÑO DIÁMETRO CON K ≥ 2 V .....................................................................................................163 Retiro teórico (Vt) ....................................................................................................................................................163 Sobreperforación (U) ...............................................................................................................................................164 Profundidad del hueco (H) .......................................................................................................................................164 Retiro práctico o real (V) .........................................................................................................................................165 Espaciamiento (E) ....................................................................................................................................................165 Atacadura (H0) .........................................................................................................................................................165 Calculo de las cargas ...............................................................................................................................................165 VOLADURAS DE PEQUEÑO DIÁMETRO CON K < 2V ......................................................................................................167 VOLADURAS DE GRAN DIÁMETRO ...............................................................................................................................167 Diámetro de perforación (D) ...................................................................................................................................167 Altura de banco (K) ..................................................................................................................................................167 Atacadura o Retacado (H0) ......................................................................................................................................168 Sobreperforación (U) ...............................................................................................................................................168 Inclinación ...............................................................................................................................................................168 Esquemas de perforación ........................................................................................................................................168 Distribución de carga...............................................................................................................................................168 VOLADURAS EN BANCO CON BARRENOS HORIZONTALES ...........................................................................................169 VOLADURAS PARA PRODUCCIÓN DE ESCOLLERA ........................................................................................................170 CAPITULO 14: VOLADURA SUBTERRÁNEA ................................................................................................................ 172 VOLADURA DE TÚNELES ..............................................................................................................................................172 Sistemas de avance .................................................................................................................................................173 Diseño del cuele o cuña ...........................................................................................................................................175 Diseño del patrón de voladura y cálculo de las cargas ............................................................................................179 VOLADURA DE POZOS ..................................................................................................................................................183 Método de banqueo ................................................................................................................................................183 Método de espiral....................................................................................................................................................184 Ing. Miguel A. Gil
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Método de sección completa...................................................................................................................................184 VOLADURA DE CHIMENEAS .........................................................................................................................................185 Métodos con perforación ascendente .....................................................................................................................185 Métodos con perforación descendente ...................................................................................................................187 Comentarios finales .................................................................................................................................................189 CAPITULO 15: APLICACIONES ESPECIALES ................................................................................................................ 191 VOLADURAS CONTROLADAS O DE CONTORNO ...........................................................................................................191 Teoría del método ...................................................................................................................................................192 Aspectos generales de las voladuras controladas ...................................................................................................193 Ventajas de la voladura controlada ........................................................................................................................193 Desventajas de la voladura controlada ...................................................................................................................193 Aspectos prácticos a considerar ..............................................................................................................................194 Voladura de precorte ...............................................................................................................................................195 Aplicación .............................................................................................................................................................................. 195 Ventajas ................................................................................................................................................................................. 197 Limitaciones ........................................................................................................................................................................... 197 Evaluación de resultados ....................................................................................................................................................... 197
Voladuras suaves o de recorte ................................................................................................................................198 Principio ................................................................................................................................................................................. 199 Aplicación .............................................................................................................................................................................. 199 Ventajas ................................................................................................................................................................................. 201 Limitaciones ........................................................................................................................................................................... 202
Barrenación en línea................................................................................................................................................202 Principio ................................................................................................................................................................................. 202 Aplicación .............................................................................................................................................................................. 202 Ventajas ................................................................................................................................................................................. 202 Desventajas............................................................................................................................................................................ 203
Voladuras amortiguadas .........................................................................................................................................203 Principio ................................................................................................................................................................................. 203 Aplicación .............................................................................................................................................................................. 203
Voladura adp (air deck presplitting o air shock blasting) ........................................................................................204 Principio ................................................................................................................................................................................. 204
VOLADURAS SECUNDARIAS .........................................................................................................................................205 Voladura de bloques con perforación de barrenos..................................................................................................205 Parámetros para el cálculo .................................................................................................................................................... 206 Ventajas ................................................................................................................................................................................. 207 Desventajas............................................................................................................................................................................ 207
Voladura de bloques con cargas superficiales .........................................................................................................207 Mecánica de trabajo .............................................................................................................................................................. 208 Ventajas ................................................................................................................................................................................. 209 Desventajas............................................................................................................................................................................ 209
Voladura de bloques con cargas dirigidas ...............................................................................................................209 CORTES A MEDIA LADERA Y TRINCHERAS VIALES.........................................................................................................210 Cortes a media ladera .............................................................................................................................................212 Excavaciones en trinchera .......................................................................................................................................213 VOLADURA DE ZANJAS Y CANALES ...............................................................................................................................214 VOLADURA DE RAMPAS ...............................................................................................................................................217 VOLADURA DE NIVELACIÓN DE PISOS ..........................................................................................................................218 COSTO DE LAS OPERACIONES DE VOLADURA ..............................................................................................................220 Costo de materiales .................................................................................................................................................220 Explosivos y accesorios de voladura explosivos ..................................................................................................................... 220 Accesorios de voladura no explosivos ................................................................................................................................... 221 Materiales consumibles varios .............................................................................................................................................. 221 Materiales y herramientas no consumibles ........................................................................................................................... 221
Costo de equipos .....................................................................................................................................................221 Labor........................................................................................................................................................................221 Ing. Miguel A. Gil
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Costo total ...............................................................................................................................................................222 CAPITULO 17: EFECTOS DE LAS VOLADURAS EN EL ENTORNO .................................................................................. 223 VIBRACIONES INDUCIDAS A LA MASA ROCOSA............................................................................................................223 Variables que afectan las características de las vibraciones ...................................................................................223 Características de las vibraciones terrestres ...........................................................................................................226 ONDAS DE CHOQUE AÉREAS Y RUIDO GENERADOS POR LA VOLADURA......................................................................230 Criterios para controlar los efectos de las ondas de choque aéreas .......................................................................233 PROYECCIONES DE ROCA .............................................................................................................................................233 Factores que favorecen las proyecciones ................................................................................................................233 Causas directas de las proyecciones ........................................................................................................................234 Proyecciones debido al movimiento de la masa rocosa ..........................................................................................236 Proyecciones debido a la rotura de barrenos por carga inadecuada ......................................................................237 Proyecciones de la superficie del banco por presión de gases.................................................................................237 Medidas a tomar para controlar las proyecciones de roca .....................................................................................238 Elementos de protección .........................................................................................................................................238 CAPITULO 18: PRINCIPIOS GENERALES DE LA PERFORACIÓN.................................................................................... 240 MÉTODOS DE PENETRACIÓN EN LA ROCA ...................................................................................................................240 COMPONENTES DEL SISTEMA ......................................................................................................................................241 TIPOLOGÍA DE LAS OPERACIONES DE PERFORACIÓN ...................................................................................................242 FACTORES QUE AFECTAN A LA PERFORACIÓN .............................................................................................................242 Características de las rocas .....................................................................................................................................243 Propiedades que afectan la perforación ................................................................................................................................ 245 Perforabilidad ........................................................................................................................................................................ 248 Estabilidad ............................................................................................................................................................................. 249
Diseño de la voladura ..............................................................................................................................................250 Diámetro de la perforación.................................................................................................................................................... 250 Altura del banco..................................................................................................................................................................... 251 Profundidad del hueco .......................................................................................................................................................... 251 Inclinación de la perforación ................................................................................................................................................. 251 Calidad de la perforación ....................................................................................................................................................... 252
Variables de operación ............................................................................................................................................254 Perforadora............................................................................................................................................................................ 254 Empuje ................................................................................................................................................................................... 254 Movimiento de rotación ........................................................................................................................................................ 254 Fluido de circulación .............................................................................................................................................................. 255 Barras de transmisión ............................................................................................................................................................ 255 Brocas .................................................................................................................................................................................... 256
Características del entorno ......................................................................................................................................256 Condiciones del terreno ......................................................................................................................................................... 256 Condiciones climatológicas .................................................................................................................................................... 257 Restricciones ambientales ..................................................................................................................................................... 257
Factores de servicio .................................................................................................................................................258 Montaje y tamaño de la máquina .......................................................................................................................................... 258 Energía disponible ................................................................................................................................................................. 258 Supervisión ............................................................................................................................................................................ 258 Entrenamiento del personal .................................................................................................................................................. 258 Organización del trabajo ........................................................................................................................................................ 259 Mantenimiento y conservación del equipo ........................................................................................................................... 259
CAPITULO 19: APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE PERFORACIÓN ............................................................................. 260 MÉTODOS ....................................................................................................................................................................260 Perforación rotopercutiva .......................................................................................................................................260 Perforación rotativa con triconos ............................................................................................................................262 CRITERIOS PARA LA SELECCIÓN DEL MÉTODO DE PERFORACIÓN ................................................................................263 Equipos de perforación para trabajos a cielo abierto .............................................................................................263 Ing. Miguel A. Gil
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Equipos de perforación para trabajos subterráneos ...............................................................................................265 CAPITULO 20: PERFORACIÓN POR ROTOPERCUSIÓN................................................................................................ 266 ELEMENTOS BÁSICOS DE LA PERFORACIÓN A ROTOPERCUSIÓN .................................................................................267 Percusión .................................................................................................................................................................268 Rotación ..................................................................................................................................................................270 Fuerza de empuje ....................................................................................................................................................271 Barrido del hueco ....................................................................................................................................................272 PERFORACIÓN CON MARTILLO EN CABEZA..................................................................................................................274 Martillos en cabeza neumáticos ..............................................................................................................................274 Principio operativo de un martillo neumático .........................................................................................................275 Martillos en cabeza hidráulicos ...............................................................................................................................278 Principio operativo de un martillo hidráulico ..........................................................................................................279 Comparación entre los sistemas de perforación hidráulico y neumático ................................................................281 PERFORACIÓN CON MARTILLO DE FONDO ..................................................................................................................283 Principio operativo del martillo de fondo ................................................................................................................285 Ventajas y desventajas de la perforación con martillo de fondo ............................................................................286 CAPITULO 21: EQUIPOS DE PERFORACIÓN A ROTOPERCUSIÓN ................................................................................ 288 SISTEMAS DE AVANCE ..................................................................................................................................................288 Empujadores (“pata”)..............................................................................................................................................288 Deslizaderas de cadena ...........................................................................................................................................288 Deslizaderas de tornillo ...........................................................................................................................................289 Deslizaderas de cable ..............................................................................................................................................289 Deslizaderas hidráulicas ..........................................................................................................................................289 SISTEMAS DE MONTAJE PARA OPERACIONES A CIELO ABIERTO ..................................................................................290 Equipos con martillo en cabeza ...............................................................................................................................291 Vagones perforadores sobre cauchos (Wagoon Drills) .......................................................................................................... 291 Carros perforadores sobre orugas (Crawler Drills) ................................................................................................................ 291 Equipos con martillo de fondo ............................................................................................................................................... 295
Perforadoras manuales (plogas) .............................................................................................................................298 SISTEMAS DE MONTAJE PARA OPERACIONES SUBTERRÁNEAS ...................................................................................299 Jumbos para la perforación mecanizada de galerías ..............................................................................................299 Perforadoras de barrenos largos en abanico ..........................................................................................................302 Perforación de barrenos largos de gran diámetro ..................................................................................................303 Perforadoras manuales ...........................................................................................................................................304 Captadores de polvo ................................................................................................................................................305 PARÁMETROS OPERATIVOS .........................................................................................................................................306 Rendimiento de la operación de perforación ..........................................................................................................307 Velocidad media de perforación (Vp) ..................................................................................................................................... 307 Rendimiento del turno de trabajo (Rt) ................................................................................................................................... 310 Disponibilidad del equipo (De) ............................................................................................................................................... 312 Rendimiento de la perforación (Rp) ....................................................................................................................................... 313
CONSUMO DE FILTROS, LUBRICANTES Y COMBUSTIBLE ..............................................................................................314 CAPITULO 22: HERRAMIENTAS DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA ........................................................................ 316 BARRAS DE PERFORACIÓN (BARRENAS, BARRENOS, VARILLAS) ............................................................................................317 Barras Integrales .....................................................................................................................................................317 Barras de Extensión (barras roscadas) ....................................................................................................................318 Tubos .......................................................................................................................................................................321 TIPOS DE ROSCAS .........................................................................................................................................................321 ADAPTADORES DE CULATA (SHANK) ..............................................................................................................................323 ACOPLADORES (MANGUITOS DE ACOPLAMIENTO) ...............................................................................................................323 BROCAS ........................................................................................................................................................................324 INSERTOS .....................................................................................................................................................................328 Insertos de Plaquitas ...............................................................................................................................................328 Ing. Miguel A. Gil
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Insertos de Botones .................................................................................................................................................328 CUIDADO Y MANTENIMIENTO DE LOS ACEROS DE PERFORACIÓN ..............................................................................328 Cuidado y mantenimiento de brocas .......................................................................................................................329 Brocas de botones ................................................................................................................................................................. 329 Brocas de plaquitas ................................................................................................................................................................ 330 Barras integrales .................................................................................................................................................................... 331
Cuidado y mantenimiento de las barras ..................................................................................................................331 Barras de extensión ............................................................................................................................................................... 331
CONSUMO DE ACEROS DE PERFORACIÓN ...................................................................................................................331 Consumo de barras de perforación (Cba) ................................................................................................................332 Consumo de acoples o Manguitos (Ca) ....................................................................................................................333 Consumo de brocas (Cb) ...........................................................................................................................................334 Consumo de shank (Cs) ............................................................................................................................................334 CAPITULO 23: COSTO DE LAS OPERACIONES DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA .................................................... 335 COSTOS DE POSESIÓN (CP) ..........................................................................................................................................335 Depreciación (D) ......................................................................................................................................................336 Costo de Seguro (S) ..................................................................................................................................................337 Costo de Impuestos (I) .............................................................................................................................................337 COSTOS DE MANTENIMIENTO Y REPARACIONES (CM) ................................................................................................337 COSTOS DE CONSUMIBLES (CC) ...................................................................................................................................338 Costos de combustible o energía (CE) ......................................................................................................................338 Costo de aceites, grasas y filtros (CL) .......................................................................................................................339 Costo de aceros de perforación (CAP) .......................................................................................................................339 COSTO DE LABOR (CL) ..................................................................................................................................................339 Salario (SJ) .............................................................................................................................................................................. 340 Costos Asociados al Salario (CAS) .......................................................................................................................................... 340
COSTO TOTAL DE PERFORACIÓN..................................................................................................................................340 CAPITULO 24: PERFORACIÓN ROTATIVA CON TRICONOS ......................................................................................... 341 PRINCIPIOS DE LA PERFORACIÓN POR ROTACIÓN .......................................................................................................341 ELEMENTOS ESTRUCTURALES DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN ...............................................................................342 Fuentes de energía ..................................................................................................................................................342 Montaje del equipo .................................................................................................................................................343 Mástil o torre de perforación ..................................................................................................................................345 Cabina de mandos ...................................................................................................................................................346 ACCESORIOS DE PERFORACIÓN ...................................................................................................................................347 Barras ......................................................................................................................................................................347 Estabilizador ............................................................................................................................................................348 Amortiguador de impactos......................................................................................................................................349 Brocas tricónicas......................................................................................................................................................350 VARIABLES OPERATIVAS DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN .......................................................................................351 Fuerza de empuje ....................................................................................................................................................351 Velocidad de rotación ..............................................................................................................................................354 Fluido de circulación ................................................................................................................................................356 Generación de polvo ................................................................................................................................................359 Nivelación del equipo ..............................................................................................................................................360 Estabilidad ...............................................................................................................................................................360 Capacidad de remontar pendientes ........................................................................................................................360 Inyección de aceite y grasa ......................................................................................................................................360 RENDIMIENTO DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN.......................................................................................................360 Velocidad de Penetración ........................................................................................................................................360 Velocidad media de perforación ..............................................................................................................................361 COSTOS DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN .................................................................................................................362 CAPITULO 25: TRICONOS PARA PERFORACIÓN A ROTACIÓN.................................................................................... 363 Ing. Miguel A. Gil
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COMPONENTES DE UNA BROCA TRICÓNICA Y ELEMENTOS DE DISEÑO ......................................................................364 Conos .......................................................................................................................................................................364 Cojinetes ..................................................................................................................................................................366 Cuerpo de la broca...................................................................................................................................................366 METALURGIA DE LOS MATERIALES DEL TRICONO ........................................................................................................367 TIPOS DE TRICONOS Y CRITERIOS DE SELECCIÓN .........................................................................................................368 Triconos de dientes ..................................................................................................................................................369 Triconos de insertos .................................................................................................................................................369 EFECTOS DE LOS PARÁMETROS OPERATIVOS SOBRE LOS TRICONOS ..........................................................................371 Efecto del Empuje ....................................................................................................................................................371 Efecto de la velocidad de rotación ...........................................................................................................................371 Efecto del aire de barrido ........................................................................................................................................372 SELECCIÓN DE TOBERAS ..............................................................................................................................................372 EVALUACIÓN DEL DESGASTE DEL TRICONO .................................................................................................................372 Fallos en los conos ...................................................................................................................................................373 Fallos de los cojinetes ..............................................................................................................................................373 Fallos del cuerpo de la broca (faldones) ..................................................................................................................374 CAPITULO 26: MÉTODOS DE PERFORACIÓN ESPECIALES .......................................................................................... 375 PERFORACIÓN A TRAVÉS DE RECUBRIMIENTO ............................................................................................................375 Método ODEX ..........................................................................................................................................................376 Método OD ..............................................................................................................................................................377 Perforación submarina ............................................................................................................................................379 PERFORACIÓN TÉRMICA (JET PIERCING) ......................................................................................................................380 PERFORACIÓN CON CHORRO DE AGUA .......................................................................................................................382 PERFORACIÓN DE ROCAS ORNAMENTALES .................................................................................................................383 CAPITULO 27: COMPRESORES .................................................................................................................................. 386 TIPOS DE COMPRESORES .............................................................................................................................................387 Compresores de pistón ............................................................................................................................................387 Compresores de paletas ..........................................................................................................................................387 Compresores de tornillo ..........................................................................................................................................387 INSTALACIÓN DE SISTEMAS DE AIRE COMPRIMIDO.....................................................................................................388 ELEMENTOS AUXILIARES ..............................................................................................................................................390 Filtros de aspiración ................................................................................................................................................391 Depósito de aire ......................................................................................................................................................391 Elevadores de presión ..............................................................................................................................................391 BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................................................................... 392 APÉNDICES ............................................................................................................................................................... 395 A.- TABLAS, DATOS Y MEDIDAS ....................................................................................................................................395 B.- TÉRMINOS INGLÉS - ESPAÑOL .................................................................................................................................400
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CAPITULO 1: HISTORIA DE LOS EXPLOSIVOS COMIENZOS En los albores de la historia de la raza humana, el hombre se estableció en cavernas naturales para protegerse de los elementos. Posteriormente, aprendió que realizando trabajos de ampliación y remodelación, podía mejorar la comodidad de su caverna, surgiendo así los precursores de la Ingeniería de excavación. A medida que fue descubriendo la utilidad del pedernal, de los metales para fabricación de herramientas, de los óxidos minerales para colorear, etc., surgió la necesidad de excavar en la tierra para obtenerlos, surgiendo así los primeros trabajos de minería. Más adelante se hizo necesario realizar excavaciones para otros fines, tales como pozos de agua, cementerios, túneles para escape o pasadizos de comunicación, etc. Todos estos trabajos de excavación y minería se ejecutaron con herramientas manuales como picos, martillos y cinceles, combinándose con un método denominado ataque térmico, que consistía en calentar la roca con fuego, resquebrajándola luego con agua fría.
APARICIÓN DE LA PÓLVORA E INVENCIÓN DE LOS PRIMEROS EXPLOSIVOS Muchos autores equiparan la invención de la pólvora, con la de la rueda o la palanca, como de importancia trascendental para el desarrollo de la humanidad, ya que ellas contribuyeron a que el hombre pudiese aplicar fuerzas muy superiores a su propia capacidad física. La pólvora capacitó al hombre para emplear enormes cantidades de energía que anteriormente parecían inalcanzables. Su aparición marca el inicio de la era de los explosivos. El hecho que el hombre pudiera obtener energía con solo combinar ciertos ingredientes, cambió la mentalidad de la época. Que una sustancia, aparentemente inofensiva, por efecto de una chispa o una ligera percusión hiciera explosión con terrible fuerza destructora, parecía algo disparatado o inconcebible, considerado por la Iglesia como magia o hechicería, como obra de Satanás, cuyo uso se difundía en Europa con mayor intensidad mientras mayor era el celo religioso que lo combatía. Las primeras referencias documentadas sobre la pólvora, se remontan al siglo XIII, escritas por el autor árabe Abd Allah. Sin embargo, se tienen evidencias de que los chinos, árabes e hindúes la utilizaron, algunos siglos Antes de Cristo (1.230 - 1.250 a. c.), debido a la presencia en su territorio de grandes depósitos de salitre (nitrato de potasio natural), el cual mezclado con carbón y azufre, constituían sus ingredientes básicos. El uso dado se limitaba a fuegos artificiales y cohetes. La pólvora se dio a conocer en Occidente entre los años 1.200 y 1.300, existiendo varias versiones al respecto, una, se le atribuye a los árabes su traída a Europa, otra, que fue traída de China por Marco Polo, y por otro lado se dice que fue inventada en Inglaterra por Roger Bacon, quien publicó su fórmula en 1.242. Su primera aplicación en armas de fuego, la realizó el franciscano alemán Berthold Schwartz en 1.380 y la primera documentación sobre su uso en voladura de rocas data del año 1.627, en la Royal Mines of Schemnitz, en Hungría. El uso de la pólvora negra en las operaciones mineras comenzó a popularizarse a raíz de su uso en las minas de estaño de Cornwall, Inglaterra, en 1.670. La fabricación de la pólvora se mantuvo durante largo tiempo como secreto profesional de los Maestros Armeros, utilizándose solamente para la guerra. Luego de su primera aplicación en minería, el uso de la pólvora se hizo indispensable para los trabajos de voladura de rocas y demoliciones, generalizándose el trabajo con barrenos en la construcción de caminos, túneles y galerías. En 1696 se utilizó por primera vez en construcción de caminos en Suiza. La utilización de la pólvora negra en el continente Americano fue como propelente de las armas de fuego, indispensable para la obtención de alimentos mediante la cacería. La fabricación de la pólvora negra en América comenzó en 1.675 cuando se instaló la primera fábrica en Milton, Ing. Miguel A. Gil
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Massachusetts. En 1.750 Benjamín Franklin la coloca en cartuchos, comprimida. La primera referencia de su uso en minería data de 1.773 las minas de cobre de Simsbury en la colonia de Connecticut. Entre 1.818 y 1.821 se utilizó por primera vez en la construcción de túneles para carreteras en Pennsylvania. El único riesgo para la utilización de la pólvora lo constituía la ineficiencia de los métodos de iniciación, hasta que en 1.831, William Bickford inventa, en Inglaterra, la mecha de seguridad. Luego de cinco siglos durante los cuales la pólvora no tuvo competidores, en 1.788 el francés Berthollet sustituye el salitre por el más potente y recién descubierto clorato de potasio, presentando, en el mismo año un invento aún más sorprendente, como lo es el de la plata negra o plata fulminante, una sustancia muy peligrosa, con propiedades poco conocidas e incontrolables. En 1799 el inglés Howard obtiene el fulminato de mercurio. En 1.830 empiezan los ensayos de fijación de ácido nítrico, obteniéndose el nitrobenzol en 1.834, la nitro naftalina en 1.835 y el ácido pícrico en 1.837. En 1.846 Ascanio Sobrero, profesor de la Universidad de Turín, Italia, descubre la nitroglicerina, que aunque en aquel entonces no se le encontró aplicación práctica por lo difícil de manipular y controlar, constituiría el invento que posteriormente revolucionaría la industria de los explosivos; casi simultáneamente, el profesor de la Universidad de Basle en Suiza, Christian Frederick Shoenbein, produce un algodón nitrado al que le da el nombre de algodón pólvora, como se le conoció en aquel entonces a la nitrocelulosa, un propelente más potente que la pólvora, menos corrosivo y seguro, originándose la industria de las pólvoras sin humo. En 1.863, Wilbrandt inventa el Trinitrotolueno (TNT).
APARICIÓN DE LA DINAMITA El poder liberado por la nitroglicerina al reaccionar impresionó a los inventores suecos Inmanuel Nobel y su hijo Alfred, quienes en 1.861 instalaron una fábrica de nitroglicerina en Heleneborg, Suecia. La nitroglicerina (líquida) era utilizada vaciándola en los huecos e iniciada con pólvora negra. Su transporte y manipulación acarreaba grandes riesgos. En el año 1.864, Alfred Nobel, cuyo nombre perdura a través de los Premios Nobel, descubrió una manera práctica de iniciar la nitroglicerina, mediante el invento de la cápsula detonante o cebo de fulminato de mercurio, iniciándose mediante la utilización de mecha de seguridad (pólvora negra), produciéndose el primer detonador comercial. En 1870 Julius Smith introduce el uso de un puente de alambre en el detonador, para su iniciación con energía eléctrica, naciendo así el primer detonador eléctrico. El uso de la nitroglicerina se generalizó rápidamente, a pesar de la peligrosidad de su manipulación y dificultad de control de ese líquido, sensible e inestable. Aunque ocurrieron muchos accidentes, la necesidad de un explosivo más potente que la pólvora era tan grande que valía la pena correr los riesgos. Mientras buscaba un método seguro para transportar la nitroglicerina, en 1.866, Nobel descubre la forma de controlar la nitroglicerina, absorbiéndola en tierra de diatomeas o Kieselgühr, reduciendo a un mínimo su peligrosidad y conservando toda su potencia explosiva. Surgió así el más grande invento de la época, al cual llamó “Nobel’s Safety Powder”, la primera dinamita. Ese mismo año, se instala la primera fábrica de nitroglicerina en continente americano (Little Ferry, New Yersey, EEUU) y para 1.870 en San Francisco, California, la primera planta fabricante de dinamita. El primer trabajo de grandes dimensiones donde se utilizó por primera vez la dinamita en América fue la excavación del Túnel de Musconnectcong a unos 24 kilómetros de Easton, Pensilvania, en la construcción del ferrocarril Easton – Amboy. Este túnel de 1.600 metros se comenzó en otoño de 1872. El 10 de diciembre de 1896, a la edad de 63 años, Alfredo Nobel murió en su residencia de invierno de San Remo. El 31 de diciembre se abrió su testamento. En él establecía que, con su fortuna, la más grande que un sueco reuniera individualmente, se premiase cada año, sin distinción de nacionalidad, credo, raza o color, el mejor descubrimiento en el campo de la física, la Ing. Miguel A. Gil
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química, la medicina y la fisiología, la obra literaria animada del mejor ideal y el trabajo más eficaz para el acercamiento y el desarme de los pueblos (obra en pro de la paz universal), para este propósito, se crea la Fundación Nobel, el año 1.900, con el encargo de otorgar una serie de premios anuales a las personas que más hubieran hecho en beneficio de la Humanidad en los terrenos de la física, química, medicina o fisiología, literatura y la paz mundial, y a partir del año 1969 también en la economía (que entrega el Banco Central de Suecia). En 1867 los suecos Ohlson y Norbin patentaron el uso de nitrato de amonio mezclado con nitroglicerina, desarrollando las dinamitas amoniacales, más seguras y económicas que las dinamitas basadas exclusivamente en nitroglicerina. En 1.875, Nobel mezcla la nitroglicerina con nitrocelulosa, obteniendo la gelatina explosiva o nitroglicerina gelatinizada, la cual se constituye como la materia prima básica para la fabricación de la dinamita que conocemos hoy. Luego de estos inventos, en 1.884, se logró la gelatina Amoniacal a partir del amasado de la nitroglicerina gelatinizada con nitrato de amonio. En 1.881 el francés Turpin inventa la panclasita, pasando esta invención desapercibida hasta que fuera utilizada en la II Guerra Mundial como carga de bombas. Cuatro años más tarde, Turpin comprobó el poder detonador del ácido pícrico (trinitrofenol), utilizando, ante el asombro general, este inofensivo colorante amarillo como una potente carga para granadas. En 1.891 los alemanes Tollens y Wigand, logran sintetizar el alcohol de pentaeritrita, que daría como resultado al altamente detonante tetranitrato de pentaeritrita, también conocido como PETN o pentrita. En 1.899 se fabrica el RDX En 1902 Louis L’heure, en Francia, inventa el “cordeau”, primer cordón detonante, en forma de un tubo de plomo relleno de Trinitrotolueno. En 1938, el TNT es reemplazado por el PETN y el tubo de plomo por materiales trenzados, dando como resultado el cordón detonante que conocemos hoy.
DESARROLLOS MODERNOS Con la introducción de la dinamita en el mercado, se aceleró el desarrollo industrial en el mundo. En los Estados Unidos se usó para la construcción de la casi totalidad de las vías férreas, red de carreteras, túneles y obtención de piedra picada para la construcción. En 1.914 se utilizaron alrededor de 30.000 toneladas de dinamita en la construcción del más grande proyecto de ingeniería de la época, el Canal de Panamá. Aunque el nitrato de amonio había sido utilizado desde hacía algún tiempo en la confección de explosivos, no fue sino hasta 1.947 en la investigación que se llevo a cabo por la explosión de los buques Grand Camp y High Flyen en Galveston, Texas, cuando se descubrió que al mezclarlo con un combustible se constituía en un poderoso explosivo. Así, de manera fortuita, surge el ANFO (Amonium Nitrate + Fuel Oil) dando un gran impulso al desarrollo de la industria de los explosivos a partir de 1955 cuando H. B. Lee y R. L. Ackre patentaron su uso. Durante los años 60 el ANFO reemplazó a la dinamita en las voladuras con huecos secos, debido a su bajo costo, su alto rendimiento y su seguridad en el manejo. El gran éxito del ANFO fue estimulado por ciertos factores coincidentes tales como: dramático aumento de la producción de nitrato de amonio durante la II Guerra Mundial, la introducción de barrenos de gran diámetro en la minería, la introducción del proceso prilling en su fabricación y la necesidad de un explosivo de alto poder, bajo costo y seguridad en su manejo. La introducción del ANFO constituye el avance más grande, hasta la fecha, en la tecnología de los explosivos convencionales. A partir de entonces, se ha utilizado al ANFO como base de otros explosivos, al adicionarle energizadores metálicos y/u otras sustancias explosivas (TNT, Hexógeno, Tetril, etc.); así como, al surgir la necesidad de crear un explosivo similar pero resistente a la humedad, en 1.956, el Dr. Melvin Cook añade gelatinizantes, estabilizadores y energizadores para crear las papillas explosivas o slurries, utilizadas con éxito en la U.S. Steel Corporation. Al final de los años Ing. Miguel A. Gil
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1.950’s, son desarrollados los camiones mezcladores para la carga de huecos a granel. En 1.969 se inventa la emulsión explosiva y para 1.971 la emulsión de anfo. El año 1967, Dr. Per-Anders Persson en Suecia, inventa el detonador no eléctrico de retardo o NONEL, la compañía Nitro Nobel lo patenta, proporcionando un dispositivo no eléctrico, con características similares al sistema de iniciación eléctrica, más seguro y altamente confiable, desplazando a la voladura eléctrica de su aplicación en minería y excavación. Introduciéndose en los Estados Unidos para 1.974. Al final de los años 1.980’s, se inventa el detonador electrónico de retardo (EDD) El desarrollo de la tecnología de los explosivos, ha ido a la par de la industria en general, han aparecido en los últimos años grandes adelantos en la búsqueda de nuevos productos para llevar las actividades de la industria minera y de la construcción de manera eficiente, segura y a bajo costo. El ultimo gran paso en la tecnología de los explosivos industriales, lo representa la fabricación de papillas (emulsiones) capaces de detonar en barrenos de pequeño diámetro, compitiendo y aventajando a la dinamita en seguridad, potencia y costo; por esta razón y la de la opción de poder cargarse estas papillas a granel en los barrenos, la época de la dinamita ha llegado a su fin y la tendencia en el mediano plazo es la de su desaparición del mercado.
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CAPITULO 2: TERMODINÁMICA DE LAS REACCIONES EXPLOSIVAS La utilización de un explosivo para la excavación en roca, constituye la herramienta básica para la explotación minera y para obras de ingeniería civil y consiste en la aplicación de una gran cantidad de energía que se genera químicamente y que liberada en el lugar apropiado y cantidad suficiente, de un modo controlado, en tiempo y espacio, logre la fragmentación y desplazamiento del material rocoso. Los explosivos son sustancias en estado sólido, líquido, o gaseoso, que por efecto del calor, roce, chispa, impacto o combinación de ellos, generan reacciones químicas de óxido-reducción capaces de transformarse en un tiempo muy breve, del orden de una fracción de microsegundo, en productos gaseosos y condensados, cuyo volumen inicial llega a alcanzar muy altas temperaturas y en consecuencia muy elevadas presiones que afectan el medio que los rodea. Los explosivos comerciales son una mezcla de sustancias, combustibles y oxidantes, químicamente más estables, y que ocupan un mayor volumen, aproximadamente 1.000 a 10.000 veces mayor que el volumen original del espacio donde se alojó el explosivo.
PROCESOS DE REACCIÓN Combustión La combustión es una reacción química, que presenta un tiempo de desarrollo bastante lento, en la cual generalmente se desprende calor y luz pudiendo o no, ser percibida por nuestros sentidos. En toda combustión existe un elemento que arde (combustible) y otro que produce la combustión (comburente), generalmente oxígeno en forma de O2 gaseoso.
Deflagración Una deflagración es una combustión violenta de baja velocidad de propagación, que generalmente no supera los 1.000 m/s. En una deflagración, la reacción química se mueve a través del material explosivo liberando calor y fuego vigorosamente. Este proceso ocurre debido a que la reacción se produce por conductividad térmica de la masa encendida a la no encendida, por causa de su baja velocidad, lo cual no genera esfuerzos significativos para fracturar la roca y no requiere de intercambio gaseoso con el ambiente que la rodea Para que se produzca una deflagración se necesita: 1. Una mezcla de producto inflamable con oxigeno, en su punto de inflamación. 2. Un aporte de energía de una fuente de ignición. 3. Una reacción espontánea de sus partículas volátiles al estimulo calórico que actúa como catalizador o iniciador primario de reacción. Típicos ejemplos de deflagración son:
La rápida reacción de una carga de pólvora en un arma de fuego. Las mezclas pirotécnicas en los fuegos artificiales o en los dispositivos o cartuchos para fragmentación de rocas blandas.
Detonación Reacción físico-química que se mueve a través del explosivo a una velocidad mayor que la velocidad sónica del material, generando una onda de choque que comunica la reacción, de la masa encendida a la no encendida, por choque de partículas, transmitiendo a la roca esfuerzos de tensión y compresión que la fractura y por la formación de gran cantidad de productos gaseosos a elevada temperatura, que adquieren una gran fuerza expansiva (que se traduce en presión sobre el área circundante). Ing. Miguel A. Gil
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En los explosivos detonantes 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 los transmiten por choque, deformándola y produciendo calentamiento y explosión adiabática con generación de nuevos gases. El proceso se repite con un movimiento ondulatorio que afecta a toda la masa explosiva y que se denomina “onda de choque”, la que se desplaza a velocidades entre 1.500 a 7.000 m/s según la composición del explosivo y sus condiciones de iniciación. Un carácter determinante de la onda de choque en la detonación es que una vez que alcanza su nivel de equilibrio (temperatura, velocidad y presión) este se mantiene durante todo el proceso, por lo que se dice que es autosostenida, mientras que la onda deflagrante tiende a amortiguarse hasta prácticamente extinguirse, de acuerdo al factor tiempo entre distancia a recorrer En general, respecto a la velocidad, los explosivos son considerados como: a. Deflagrantes: cuando la velocidad está por debajo de los 1.000 m/s. b. Detonantes de bajo régimen: de 1.000 a 1.800 m/s (transición entre deflagración y detonación). c. Detonantes de régimen normal; con velocidades entre 1.800 y 5.000 m/s (categoría a la que pertenecen casi todos los explosivos de uso industrial). d. Detonantes de alto régimen: cuando la velocidad está por encima de los 5.000 m/s. Desde el punto de vista de aplicación en la voladura de rocas, la reacción de detonación se traduce en un fuerte efecto de impacto triturador, mientras que en una deflagración este efecto es muy limitado
Explosión Según Berthelot “la repentina expansión de los gases en un volumen mucho mayor al inicial, acompañada de ruidos y efectos mecánicos violentos” La explosión es un fenómeno de naturaleza física, resultado de una liberación de energía tan rápida que se considera instantánea. La explosión es un efecto y no una causa. En la práctica se consideran varios tipos de explosión que se definen con base en su origen, a la proporción de energía liberada y al hecho que desencadenan fuerzas capaces de causar daños materiales, los orígenes de las explosiones se suelen dividir en dos clases:
Físicos: mecánicos (choques de móviles), electromagnéticos (relámpagos) o neumáticos (presiones y gases). Químicos: de reacciones de cinética rápida.
PROCESO DE LA DETONACIÓN DE UN EXPLOSIVO El detonador crea la onda de choque iniciadora. La onda avanza a alta velocidad originando una zona de reacción primaria, donde la reacción química comienza, limitada en su parte anterior por un frente de choque y en la posterior por la zona de detonación, ampliándose hasta ocupar el diámetro total del explosivo, donde este adquiere su velocidad máxima de detonación (velocidad de régimen constante – VD).
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Por detrás del frente de choque (FC) se forma la zona de reacción (ZR) limitada por el plano de Chapman – Jouquet (PCJ) con la máxima temperatura y presión de detonación; donde la masa explosiva se descompone para originar la zona de explosión (ZE) que le sigue (con temperatura y presión de explosión, muy elevadas). En una mezcla de explosivos comerciales pueden ocurrir significativas reacciones químicas, luego del paso del plano C-J, particularmente los ingredientes de partículas de gran tamaño y combustibles metálicos. Estas reacciones secundarias pueden afectar el comportamiento del explosivo pero no influye en la estabilidad o velocidad de detonación. En un explosivo de alta velocidad, la zona de reacción primaria usualmente es muy delgada, algunos milímetros de espesor, a diferencia de los explosivos de baja velocidad, donde puede alcanzar algunos centímetros. Luego del paso del plano C-J se generan los productos de la reacción, que en su mayoría tienen temperaturas en el orden de los 1.649 a 3.900 °C y presiones en el rango de 20 a 100 Kbar, lo que significan 100.000 atm. ó 1,5 millones de psi. Estos gases debido a esas altas presiones y temperaturas se expanden violentamente, produciendo una onda de choque que genera grandes esfuerzos sobre el medio que lo rodea transmitidos a través de la pared del barreno hacia el material a ser volado.
TERMOQUÍMICA DE LOS EXPLOSIVOS La termoquímica de los explosivos está referida a los cambios de energía que suceden durante la reacción, principalmente en forma de calor. La energía almacenada en un explosivo se encuentra en forma de energía potencial, que liberada durante el proceso de detonación, se transforma en energía cinética o mecánica, pero no toda la energía generada se transforma en trabajo efectivo para el fracturamiento de la roca, ya que durante el proceso tienen lugar algunas pérdidas por concepto de generación de ondas sísmicas, calor, ruido y fuga por grietas y fisuras del macizo rocoso. Los explosivos comerciales deben proporcionar suficiente energía durante la detonación, de manera que luego de las pérdidas, haya suficiente energía remanente para poder fracturar la roca. Los parámetros termoquímicos más importantes de un proceso de reacción son: presión, calor de explosión, balance de oxígeno, volumen de gases, temperaturas de explosión y energía disponible.
Presión de detonación Es la presión que existe en el plano “CJ” detrás del frente de detonación, en el recorrido de la onda de detonación. Es un indicador significativo de la capacidad de fragmentación que posee un explosivo. En los explosivos comerciales varía entre 500 y 1 500 MPa. Según la teoría hidrodinámica, se muestra que su valor práctico expresado en kilobares es:
Donde: PD = Presión de Detonación (Kbar) = Densidad del explosivo (gr/cm3) VD = Velocidad de detonación (m/s) W = Velocidad de partículas (productos) (m/s) 10-5 = Factor de conversión Ing. Miguel A. Gil
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Teniendo en consideración que el plano “CJ” se mueve a muy alta velocidad, mientras que la del movimiento de los productos de explosión (W) sólo alcanza un valor de 0,25 VD (según datos experimentales con fotografías de rayos X, determinada por Cook), se tiene como valor experimental medio que:
El divisor considerado constante (4) fluctúa entre 3,4 y 5,8 con valores frecuentes entre 4,2 y 4,5 lo que debe tenerse presente. Esta fórmula, muy cercana al valor teórico, se aprovecha para cálculos prácticos con datos de fácil alcance, principalmente para explosivos de mediana o alta densidad. Ejemplo: Para ANFO 94/6, con
de 0,9 g/cm3 y VD de 2.800 m/s:
Considerada como la presión generada en la zona de choque (plano C–J), al frente de la zona de reacción en el proceso de detonación. Cuando un explosivo detona, esta presión es liberada instantáneamente en una onda de choque de muy corta duración, proporcionándole al explosivo una propiedad denominada brisance, lo cual no es más que el efecto de corte o fractura que produce el explosivo instantáneamente, sobre algún elemento. Este brisance también es denominado poder de fracturamiento. La presión de detonación es una función de la densidad, la velocidad de detonación y la velocidad de partícula de un explosivo (1/4 de la velocidad de detonación). Esta presión refleja los niveles de esfuerzo aplicados al material a ser volado, lo que es determinante en la fragmentación. Para obtener los más altos valores de presión, es necesario un cebado efectivo, donde la presión de detonación del iniciador sea mayor que la del explosivo cargado en los huecos. No debe confundirse la presión de detonación con la de explosión, debido a que la de explosión está relacionada directamente con la presión que ejercen los gases en expansión sobre el medio circundante y su medida es de aproximadamente el 45% de la presión de detonación.
Presión de explosión Es la presión de los gases producidos por la detonación, cuando estos todavía ocupan el volumen inicial del explosivo antes de cualquier expansión. Dentro de una primera aproximación muy aceptada, se puede considerar que la presión de explosión es igual al 50 % de la presión de detonación. Dicho de otro modo, “la presión termo-química” o presión máxima disponible para trabajo (PE) equivale a la mitad de la presión de detonación (PD), o sea:
Como ejemplo de referencia tenemos los siguientes rangos límites de presión de explosión: ANFO 30 Kbar
límites
Nitroglicerina 120 Kbar
Presión en el barreno o Presión de Trabajo (PT) Es la presión que ejercen los gases sobre las paredes de hueco antes de iniciarse la deformación de la roca. En el caso de un barreno total y perfectamente lleno, la presión en el mismo es teóricamente igual a la presión de explosión. En la realidad, es algo inferior, ya que la presión de explosión presupone un fenómeno instantáneo, cuando realmente la transformación del explosivo en gas se produce en aproximadamente un milisegundo o menos. De esta demora resulta una ligera pérdida de presión. Para gran número de explosivos se ha constatado que la presión en el barreno obedece aproximadamente a la siguiente ecuación: Ing. Miguel A. Gil
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Donde: dc: Densidad de carga. La presión de explosión decae rápidamente hasta alcanzar lo que se denomina “presión de trabajo (PT)”, la que igualmente disminuye con la expansión de las paredes del barreno hasta alcanzar el valor de 1 atm (101,325 KPa) al ponerse en contacto con el aire libre. La presión de trabajo, en términos generales equivale entre el 30 y 70 % de la presión de detonación. La densidad de carga (dc) nos da la medida del grado de llenado. Cuando es perfecto sin dejar el menor espacio desocupado tenemos por definición una densidad de carga igual a uno. En general, cuando un barreno se llena el 100% de su espacio con explosivo, la densidad de carguío es de 100/100 = 1. Por ejemplo: al 92 % de espacio ocupado por explosivo tenemos 92/100. dc = 0,92 La presión en el barreno, generalmente está en el rango de 100 mil a 200 mil atmósferas.
Calor de Explosión El calor desarrollado en la explosión a presión constante, es la suma de la diferencia de los calores de formación de los productos y reactivos (entalpía) o como la energía absorbida por los gases al elevar su temperatura a la de explosión. Así el calor de explosión a presión constante es igual al cambio de entalpía y puede estimarse estableciéndose el balance térmico de la reacción, multiplicando los calores de formación de los productos finales por el número de moles que se forma de cada uno, sumándolos para restar a continuación el calor de formación del explosivo.
Donde: hf = energía de formación (cal/gr-mol) Qp = calor de reacción a 25 °C, presión constante (Kcal/kg) O también dicho de otro modo:
Donde: Qe = Calor total de explosión liberado. Qp = Calor total de formación de los productos componentes. Qr = Calor total de formación de los productos finales resultantes. Para el caso del ANFO convencional 94/6, podemos calcular su calor de explosión utilizando los calores de formación (Kcal/mol) y pesos moleculares de sus componentes: PRODUCTO
CALOR DE FORMACIÓN (Kcal/mol)
PESO MOLECULAR (g)
Nitrato de amonio (NH4NO3)
- 87,3
80,1
Diesel (2CH2)
- 7,00
14,0
Dióxido de carbono (CO2)
- 94,1
44,0
Agua (H2O)
- 57,8
18,0
Nitrógeno (N) El balance de reacción del ANFO es:
0
14,0
3NH4NO3 + 1CH2 (Explosivo) Ing. Miguel A. Gil
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CO2 + 7H2O + 3N2 (Productos de reacción)
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Sustituyendo los valores del cuadro tenemos para el explosivo (Qp): 3(- 87,3) + (- 7) = - 268,9 Kcal Para los productos de reacción (Qr): (- 94,1) + 7(- 57,8) + 3(0) = - 498,7 kcal Luego Qp - Qr = Qe; calor de explosión, que es: - 498,7 Kcal - (- 286,9 Kcal) = - 229,8 Kcal El peso molecular (PM) del explosivo según los valores de tabla es: PM = 3(80,1 g) + 1(14 g) = 254,3 g El calor de explosión obtenido se divide entre el número de gramos de la mezcla para normalizar la reacción a un gramo o unidad base de peso. Como usualmente se emplea el kilogramo como unidad, al multiplicar el resultado por 1.000 g/kg resulta:
Volumen de Gases Es el volumen que ocupan los gases producidos por un kilogramo de explosivo en condiciones normales. El volumen o mol de la molécula-gramo de cualquier gas, en condiciones normales es 22,4 litros. Para el caso de la nitroglicerina, como ejemplo se tiene: 4C3H5 3(NO3)
12CO2 + 10H2O + 6N2 + O2 (1) (2) (3) (4)
La explosión de 1 mol de nitroglicerina genera: (12 + 10 + 6 + 1 = 29) 29/4 = 7,25 g-mol de productos gaseosos a 0 °C y a presión atmosférica, por lo que el volumen de explosión será: 7,25 g-mol x 22,4 litro/g-mol = 162,4 litros A una temperatura mayor el volumen de gases aumenta de acuerdo con la “Ley de Gay-Lusa”; así, para el caso anterior, considerando un incremento de 15 °C, se tendrá:
En la práctica, metales pulverizados como el aluminio se emplean para incrementar el calor de explosión, los que al elevar las temperaturas de reacción elevan la presión de gases.
Balance de Oxígeno La fórmula general de un explosivo la podemos expresar como: CaHbOcNd; además de estos componentes básicos, contiene átomos de sodio, cloro, potasio, calcio azufre, etc., Dependiendo del contenido de oxígeno en la molécula, los gases y su composición pueden variar de una fórmula a otra. Este concepto es denominado Balance de Oxígeno y se refiere al porcentaje de oxígeno necesario para la combustión completa de un explosivo; si la combustión es completa (en la mezcla existe la cantidad de oxigeno necesaria), el balance de oxígeno es positivo (BOP); y si en la mezcla no existe la cantidad de oxígeno necesaria para garantizar la combustión completa de los gases, se dice que el balance es negativo (BON). Con excepción de la nitroglicerina y el nitrato de amonio, la mayoría de los explosivos son deficientes en oxigeno, pues no tienen suficiente para poder convertir cada átomo de carbono e Ing. Miguel A. Gil
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hidrógeno presentes en la molécula explosiva en dióxido de carbono y agua. Normalmente un explosivo no utiliza el oxígeno atmosférico durante el proceso de detonación, por lo cual el calor generado por la explosión de un producto deficiente en oxígeno es menor que el generado en condiciones de oxidación completa. El oxígeno que interviene en la reacción química de un explosivo es tomado de su propia composición química, debido a que por la rapidez y violencia de la misma no da tiempo a tomarlo del ambiente. La cantidad de las moléculas de oxígeno en la mezcla, determina la toxicidad de los gases generados por la reacción. De allí, que los fabricantes de explosivos hayan desarrollado fórmulas químicas con sustancias portadoras de oxígeno tales como el nitrato de amonio, con el fin de garantizar la oxidación completa de las moléculas de carbono, hidrógeno y nitrógeno.
Energía Mínima Disponible Es la cantidad de trabajo que realizan los productos gaseosos de una explosión cuando la presión permanece constante a 1 atm. En su forma más simplificada, la ecuación diferenciada para el trabajo de expansión (We) a presión (P) constante, es: Donde: We = Trabajo de expansión. P = Presión resistente (1 atm). V1 = Volumen de explosivo. V2 = Volumen de los gases de explosión. Como el volumen V1 es despreciable frente al de los gases producidos, la cantidad de trabajo disponible viene dada por: Para el caso del ejemplo anterior de la nitroglicerina, al sustituir en la ecuación tenemos: We = 1 atm x 168,35 litros = 168,35, We = 1 x 168,35 x 10,23 = 1.722,21 kg x m Esta cantidad de trabajo se considera que es la mínima energía disponible.
Temperatura de Explosión Es la temperatura de la reacción explosiva. En el caso de cada producto en particular, se expresa en grados centígrados (°C) o Kcal/kg. Tiene importancia especial en el caso de minas de carbón con ambiente elevado de grisú, donde una alta temperatura de explosión puede inflamarlo. Las altas temperaturas pueden ser disminuidas añadiendo al explosivo productos depresores de calor, como el cloruro de sodio. El cálculo de temperaturas se basa en la fórmula para temperatura absoluta de cualquier combustión:
Qkv = calor total desprendido a volumen constante. Mc = peso en kilogramos de cada uno de los productos de la reacción. Ce = calores específicos a la temperatura Te. Ejemplo de temperaturas de explosión: ANFO 2.800 K (2.527 °C)
Nitroglicerina pura 4 700 K (4.427 °C)
Donde: °C = ºK – 273. Ing. Miguel A. Gil
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CAPITULO 3: PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS En las voladuras comerciales, la energía liberada por la detonación de los explosivos, produce cuatro efectos básicos: fragmentación de la roca, desplazamiento de la roca, vibración del terreno y onda expansiva. Cada explosivo tiene ciertas características específicas o propiedades. Estas propiedades son:
Velocidad de detonación Densidad Presión de detonación Potencia y Energía Resistencia al agua Sensibilidad Desensibilización Transmisión de la detonación Emanación de gases (humos) Balance de Oxigeno Inflamabilidad Estabilidad
VELOCIDAD DE DETONACIÓN Es conocida como la rapidez a la cual viaja la onda de detonación a través de una columna de explosivos, siendo ésta igual o mayor que la velocidad sónica del material y constituye una de las variables más importantes para el cálculo de la presión de detonación de un explosivo. Muchos factores afectan la velocidad de detonación, dentro de los más importantes citaremos al tipo de producto, diámetro, confinamiento, temperatura y cebado.
Tipo de producto: El rango de la velocidad de detonación de los explosivos comerciales oscila entre 1.525 m/s (ANFO en huecos de pequeño diámetro y ciertos explosivos permisibles) y más de 6.700 m/s (Cordón detonante y primers). La mayoría de los explosivos usados hoy en día tienen velocidades de detonación entre los 3.000 y 5.000 m/s.
Diámetro: Dependiendo del tipo de explosivo, el diámetro del producto influenciará en su velocidad. En general, en la medida que se hace mayor el diámetro, aumenta la velocidad; a grandes diámetros aumenta hasta la velocidad hidrodinámica del explosivo, que viene a constituir la máxima velocidad que puede alcanzar. Cada explosivo tiene un diámetro crítico, el cual viene a ser el menor diámetro donde el proceso de detonación, una vez que se inicie, se mantiene a lo largo de toda la columna explosiva; para diámetros menores que el diámetro crítico la detonación no se mantiene, extinguiéndose. Usualmente cuando un explosivo es confinado su diámetro crítico es menor que cuando no está confinado.
Grado de Confinamiento: El confinamiento de un explosivo aumenta su velocidad de detonación y reduce el diámetro crítico; según el tipo de explosivo, el grado de confinamiento puede afectar la velocidad del explosivo tanto como el aumento del diámetro de la columna. Si la detonación ocurre en un medio fácilmente compresible, los gases en expansión comprimen al material (agua, aire, rocas porosas, etc.), perdiéndose rápidamente la energía y cayendo de manera brusca la presión y temperatura en los productos de la reacción. Esas pérdidas son comunicadas a la zona de reacción como una onda de baja presión que disminuye el soporte del frente de detonación, resultando una velocidad de detonación más baja que la velocidad hidrodinámica o velocidad ideal y una zona de reacción muy reducida; si el diámetro es pequeño, la detonación puede extinguirse. Si el Ing. Miguel A. Gil
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medio confinante es incompresible (roca dura o metal), una ancha zona de reacción primaria de alta temperatura y presión soporta el frente de choque. Bajo estas condiciones se puede reducir el diámetro crítico del explosivo.
Temperatura: La temperatura del medio puede afectar algunos tipos de explosivos, una disminución de la temperatura disminuirá la sensibilidad de los explosivos; aquellos explosivos sólidos, con poca cantidad de líquidos en su composición química, tales como el ANFO y los primers, serán menos afectados que aquellos con mayor cantidad de líquidos, tal es el caso de los acuageles y emulsiones; sin embargo, pueden diseñarse fórmulas que minimicen ese efecto.
Cebado: Un cebado adecuado lleva rápidamente a la velocidad de detonación del explosivo a su máximo valor. Un mal diseño del cebado puede ocasionar fallas en el momento de iniciar al explosivo o un bajo rango de velocidad de desarrollo, que pudiese hasta llegar a comportarse como una deflagración (la iniciación del ANFO, en huecos de poco diámetro, con el cordón detonante).
Medición de la Velocidad de Detonación Para la determinación de la velocidad de detonación, explicaremos los dos métodos más utilizados, el Método de Dautriche y el estándar. Método de Dautriche: Es un método de medición aproximado de la velocidad de CARTUCHO DE EXPLOSIVO detonación, se toma un cartucho de un explosivo, y se le practican dos agujeros, INICIADOR separados unos 15 cm. y a una distancia mínima, del extremo, cebado de unos 12 MARCA DE MARCA CORDON DETONANTE LA MITAD DEL DEL cm.; los extremos de un trozo de cordón CORDON CHOQUE DE ONDAS detonante del cual se conoce su velocidad de detonación, se introducen en los agujeros. La mitad exacta del PLACA DE PLOMO cordón es colocada y marcada sobre una D2 lámina de plomo de unos 25 cm. de longitud y 10 cm. de ancho. Cuando el Método de la medición de velocidad de Dautriche explosivo es iniciado, la onda de detonación inicia el extremo del cordón que está más cerca del cebo y posteriormente el extremo que está en el segundo agujero; el choque de las dos ondas de detonación deja una marca sobre la placa de plomo. La medida de la velocidad se obtiene al comparar la distancia INICIADOR entre la marca de la mitad del cordón y la dejada CAJA DE ARRANQUE por el choque de ondas. Para realizar el cálculo de la velocidad del explosivo, se emplea la fórmula: CABLES D1
CRONOMETRO
Método estándar de la medición de velocidad
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Método de medición estándar: Al igual que el método anterior, se toma un cartucho de un explosivo, y se le practican dos agujeros, generalmente separados unos 10 cm. y a una distancia mínima del extremo cebado de unos 12 cm.; se introducen en los agujeros los extremos de unos cables de dos alambres de cobre, similar a los utilizados en los detonadores
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eléctricos, conectándose ambos a los terminales de un cronómetro electrónico con sensibilidad de medición al nonasegundo. Al detonar el cartucho, la onda de detonación funde el aislante del primer cable y los pone en contacto arrancando el cronómetro, el cual se detiene al fundirse y hacer contacto el segundo cable. Con la medida de tiempo obtenida en el cronómetro y la distancia de separación de los cables, se determina fácilmente la velocidad de detonación del explosivo. Actualmente existen otros métodos para la medición de velocidad de detonación (VD), discontinuos, tales como Monitor BMX, Fibras Ópticas, Monitor VODEX y continuos como el Monitor SLIFER, Monitor VODR-1, Sistema Sensor de Alta Resistencia y Fotografía de Alta Velocidad.
DENSIDAD Es la relación entre la masa y el volumen de un cuerpo, expresada en g/cm3. Prácticamente expresa la masa en gramos de una sustancia contenida en un volumen de 1 cm3. En los explosivos tiene influencia determinante sobre la velocidad de detonación y la sensibilidad. La densidad de la mayoría de los explosivos comerciales se encuentra en un rango desde 0,80 gr/ cm3 hasta 1,6 g/cm3, en relación con la unidad (agua a 4 ºC y 1 atm). Si un explosivo posee una densidad mayor de 1 g/cm3, tenderá a hundirse en un hueco de voladura inundado, por lo contrario si la densidad es menor que 1 g/cm3, tenderá a flotar. Los explosivos tienen cada cual sus límites superior e inferior de densidad; cuando por cualquier razón queden fuera de estos límites se dice que su densidad es “crítica” porque perderán sus características al momento de la detonación, llegando incluso a no reaccionar. En los agentes de voladura granulares la densidad puede ser un factor crítico dentro del barreno, pues si es muy baja se vuelven sensibles al cordón detonante axial, que los comienza a iniciar en régimen de deflagración antes que detone el cebo o booster, o de lo contrario si es muy alta no detonan (es el caso de insensibilidad por incremento de la densidad bajo presión), es por ello que a grandes profundidades con fines geofísicos o de exploración, se empleen explosivos en envases especiales En general, los explosivos ensacados y aquellos a granel, productos de nitrato de amonio y combustibles, son de baja densidad y se encuentran en el rango desde 0,75 g/cm3 a 1,00 g/cm3; los explosivos encartuchados tales como los acuageles, emulsiones o dinamitas, son de más alta densidad y se encuentran en el rango de 0,90 g/cm3 a 1,35 g/cm3. Es importante destacar que en el momento de cargar los huecos de la voladura, la densidad de los explosivos sufre un aumento al comprimirse, debido al peso del mismo o en función del método de carga utilizado, esta nueva densidad es denominada densidad de carga y varía de acuerdo al tipo de explosivo desde un 10% (explosivos con base acuosa) hasta un 25% de la densidad original. La densidad de un explosivo es determinante para el cálculo del tipo y cantidad de carga de un hueco, por regla general, se utilizan explosivos de mayor densidad en el fondo del hueco, que es donde se necesita mayor concentración de energía para el desplazamiento de la roca (hidrogeles, emulsiones), mientras que en las cargas de columna, explosivos menos densos como son los pulverulentos o los de la familia ANFO.
POTENCIA Y ENERGÍA El término potencia se comenzó a utilizar con la aparición de la dinamita, con el cual se definían sus diferentes grados. La primera dinamita se fabricó absorbiendo la nitroglicerina en kieselgühr (o tierra de diatomeas), diciéndose que su potencia equivalía al porcentaje de nitroglicerina en la mezcla; el kieselgühr fue sustituido por otras sustancias, haciéndose necesario establecer métodos para medir esta potencia. En tal sentido, estos métodos se implementaron para establecer comparaciones entre las mezclas preparadas y las dinamitas originales; es así como una dinamita de potencia 60%, fabricada actualmente, no significa que tenga 60% de nitroglicerina, sino que tiene un comportamiento similar a la dinamita original de 60%. Ing. Miguel A. Gil
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Como puede observarse, el término potencia tiene poca relación con la medición efectiva de un explosivo en la voladura, sirviendo como elemento de comparación con otros de comportamiento conocido; sin embargo actualmente, los científicos han examinado los factores determinantes en la predicción de la habilidad de un explosivo para fragmentar y mover la roca eficientemente, lo cual incluye el cálculo de propiedades tales como energía teórica (Q) y trabajo (Ewk), las cuales son medidas en medio acuático, junto al impulso de la onda de choque y la magnitud de los esfuerzos generados por esa onda, que son transmitidos al medio para efectuar el fracturamiento. Es importante hacer notar que el conocimiento de la energía total liberada por un explosivo no es suficiente para determinar su comportamiento, éste depende la energía efectivamente utilizada en la fragmentación y movimiento de la roca a ser volada, lo cual significa que la efectividad de un explosivo depende de la interacción entre las propiedades del explosivo y las de la roca.
Método del Péndulo Balístico El Péndulo Balístico es un instrumento para la medición comparativa de la potencia de los explosivos. El elemento básico lo constituye un mortero, con un agujero en su cara anterior, dentro del cual se aloja un proyectil de acero; encontrándose este conjunto suspendido por un brazo de 3 m. de longitud. Se detonan en el interior del agujero 10 gr. del explosivo a ser evaluado, saliendo disparado el proyectil por efecto de la presión generada por los gases de la detonación y produciéndose, como reacción, un retroceso del mortero, el cual efectúa un movimiento pendular arrastrando un cursor que se detiene sobre la escala de medición a la altura máxima de oscilación del péndulo; esta medida, es comparada con la que se ha obtenido con el explosivo patrón (gelatina explosiva considerada dinamita 100%), obteniéndose la potencia del explosivo ensayado. Según las igualdades: Se desprende la fórmula de proporcionalidad de XZ y YZ:
Debido a que la potencia viene expresada en porcentaje, ésta se multiplica por 100, por lo tanto:
Donde: A = ángulo dado por el explosivo a ensayar B = ángulo dado por el explosivo patrón OZ = radio (R) del brazo del péndulo OX = R cos A OY = R cos B Ing. Miguel A. Gil
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Este método, surgió de la necesidad de establecer la relación de potencia de cualquier dinamita a la cual se ha sustituido la nitroglicerina con otras sustancias, con las dinamitas en las cuales su potencia se medía en función de la cantidad de nitroglicerina presente en la mezcla, de esta manera, una dinamita de 60% de potencia, es aquella cuya medida en el péndulo es similar a una dinamita con 60% de nitroglicerina.
Método de la Prueba Subacuática Las pruebas subacuáticas fueron propuestas hace pocos años como una manera de comparar la efectividad de los explosivos, basada en la hipótesis que la energía de choque o de tensión (ET) generada por una explosión bajo el agua, es la medida de la acción de fracturamiento del explosivo en un medio distinto, como la roca, y que la energía generada por la burbuja (EB) de esa explosión sería la medida de la fuerza generada por el explosivo para desplazar el material volado. CAMION DE REGISTRO
CABLE DE SOPORTE
EXPLOSIVO MEDIDORES
Método subacuático para la medición de potencia
La energía de choque en la prueba, son los esfuerzos de compresión irradiados de la detonación, medidos con un sensor de presión colocado a una distancia conocida del lugar de la explosión; la energía de la burbuja es la energía potencial del desplazamiento del agua al máximo tamaño de la burbuja, y se obtiene por la medida del tiempo entre la onda de choque y la pulsación emitida por el primer colapso de la burbuja, conociendo el ambiente hidrostático y la presión atmosférica a la cual está sometida. En esta prueba la energía total del explosivo es la suma de la onda de
choque y la energía de la burbuja. Para el cálculo tenemos las siguientes relaciones: Energía de choque o de tensión (ET):
Energía de burbuja (EB):
Donde: DS = = VH = T1, t2 = K = Ph =
Distancia de la carga al captador de presión Masa volumétrica del agua Velocidad de la onda de choque en el agua Intervalo de integración Constante Presión total a la que se encuentra la carga sumergida (hidrostática + atmosférica)
Energía Teórica: El cálculo de la energía teórica de un explosivo es la diferencia entre el calor de formación de los productos de la explosión y el calor de formación de los ingredientes del explosivo, esta energía, conocida como calor de explosión (Q), representa la energía térmica total. Cuando la energía de los productos de la detonación es examinada a diferentes temperaturas y diferentes estados de expansión, hasta llegar a la presión atmosférica, involucra otra medida de Ing. Miguel A. Gil
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energía, la cual es llamada trabajo de expansión (Ewk), y constituye una de las medidas más realistas del poder de un explosivo.
RESISTENCIA AL AGUA Indica la capacidad de un explosivo de resistir una prolongada exposición al agua, siendo expresada por el número de horas en las cuales un producto se sumerge en agua estática sin perder sus características. El efecto del agua sobre un explosivo expuesto a ella, puede dar origen a diversos fenómenos:
Enfriamiento: La absorción de calor para la evaporación de la humedad en el explosivo, disminuye la temperatura o calor de la reacción.
Descomposición: La humedad puede producir una reacción hidrolítica que produzca, en forma libre, el ácido nítrico y ácidos nitrosos, creando un desbalance químico y la consiguiente inutilización del explosivo.
Corrosión: Implica la interacción de los productos de la hidrólisis y el contenido del explosivo. Los explosivos comerciales difieren grandemente en su habilidad para resistir el efecto de la penetración del agua, las mezclas de nitrato de amonio con combustibles, no tienen ninguna resistencia al agua, al ser utilizados en medios húmedos o presencia de agua, éste se disuelve y se descompone. En el otro extremo, tenemos las dinamitas y los slurries o papillas explosivas, donde por un lado, las dinamitas ofrecen una buena resistencia al agua, aunque en la medida que aumenta el tiempo de exposición a la misma, van perdiendo sensibilidad, y por el otro, las papillas explosivas, que se han diseñado para el trabajo en ese medio, ofrecen una mayor confiabilidad, de manera independiente al tiempo de exposición.
En la práctica, como manera de abaratar los costos, se utiliza explosivos de nitrato de amonio con combustibles (ANFO, principalmente), colocándolo en tubos plásticos sellados en los extremos con algún producto impermeable o ensacados en mangas de polietileno, de manera que el agua no penetre en su interior y lo inactive. Como regla general, en aquellas áreas con problemas de humedad o presencia de agua, aún utilizando explosivos con excelente resistencia al agua, se recomienda efectuar el disparo inmediatamente después de haber sido realizada la carga.
SENSIBILIDAD Sensibilidad es la medida de la excitación requerida para iniciar o facilitar una reacción explosiva y puede ser analizada de acuerdo a diversos factores:
Sensibilidad al impacto: Medida de la magnitud del impacto que requiere una mezcla explosiva para ser detonada.
Sensibilidad a la fricción: Medida de la temperatura generada por la fricción, que puede hacer detonar un explosivo cualquiera.
Sensibilidad al calor: El calor puede descomponer un explosivo. Todo explosivo tiene una relación de temperatura crítica sobre la cual él mismo se descompone. Cuando un explosivo se coloca en un ambiente de alta temperatura, sigue un período en el cual el explosivo absorbe este calor, causando el comienzo de su descomposición, la cual puede ir desde su inactividad hasta su auto-detonación.
Sensibilidad a la chispa: Medida de la facilidad de detonación de un explosivo al estar en contacto con una chispa eléctrica, metálica, etc.
Sensibilidad al detonador: Constituye la medida de sensibilidad más importante que se debe conocer, en el momento de diseñar una voladura, lo cual caracteriza a un explosivo y es utilizada, además, como parámetro importante en su clasificación. La sensibilidad al Ing. Miguel A. Gil
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detonador #8 es la medida estándar utilizada en la industria de los explosivos y refleja la facilidad de detonación o no de una mezcla explosiva por acción de un detonador corriente (eléctrico o no eléctrico). La prueba para su determinación consiste en colocar la muestra en un cartucho de papel de 87 mm de diámetro y 162 mm de largo; En el centro del cartucho se introduce un detonador #8 (el detonador #8 para test está constituido por una cápsula que contiene dos gramos de una mezcla 20% de clorato de potasio y 80% de fulminato de mercurio o un detonador de potencia equivalente, constituido por una cápsula de aluminio, conteniendo una carga de 0.40 a 0.45 gramos de PETN en el fondo, comprimida a 1.4 g/cm3). Un trozo de cordón detonante, de un metro de longitud y de 12.5 g/m de carga, es insertado por uno de los extremos del cartucho y se procede a iniciar el detonador; la medida de, si es sensible o no, el explosivo, al detonador #8, lo determina la falla en la iniciación o no del cordón detonante.
DESENSIBILIZACIÓN En muchos explosivos industriales, la sensibilidad disminuye al aumentar la densidad por encima de determinado valor, especialmente en los agentes de voladura que no contienen un elemento sensibilizador como nitroglicerina, TNT u otros, pudiendo llegar al extremo de no detonar. Puede ser producida por:
Presiones hidrostáticas: generalmente en huecos profundos.
Por cordón detonante iniciador: dependiendo del diámetro de la carga, los cordones detonantes axiales de bajo gramaje no llegan a iniciar correctamente a los hidrogeles ni a las emulsiones, e incluso pueden hacerlos insensibles a otros sistemas de cebado acoplados. En este caso un cordón débil los iniciará sólo en parte a lo largo del núcleo de la columna explosiva y, a lo más creará un régimen de detonación débil.
Por efecto canal: Si una columna de explosivo encartuchado se introduce en un hueco de mayor diámetro, la detonación de la carga avanza acompañada paralelamente por un flujo de gases sobrecalentados que se expanden rápidamente por el espacio anular vacío, comprimiendo al aire y éste, a su vez, al explosivo, por delante del “frente de detonación”, creando un súbito incremento de su densidad que ocasiona su desensibilización. Esto paraliza el avance del proceso de detonación originando un “tiro cortado”.
Por presión: Ejercida por cargas adyacentes, que puedan ocurrir por huecos relativamente cercanos; infiltración de los gases de explosivos a través de grietas; compresión de la carga por empuje de la atacadura; por paso de la onda de choque generada por otras cargas que salen fracciones de segundo antes; desviación o deformación lateral de los huecos que acercan a las cargas explosivas entre sí, y otros fenómenos más.
Por lo general los hidrogeles y emulsiones encartuchadas en pequeños diámetros son más susceptibles a estos fenómenos.
TRANSMISIÓN DE LA DETONACIÓN Al ser detonado un cartucho, éste puede inducir la detonación de otro cartucho vecino por “simpatía”. En las dinamitas sensibles, esta transmisión de la detonación puede representar una distancia de muchos centímetros. Una buena transmisión es la garantía para la completa detonación de una columna explosiva. El método para medir esta capacidad de detonación por simpatía consiste en colocar alineados axialmente varios cartuchos del mismo tipo y diámetro sobre una capa de arena, espaciados entre sí a diferentes distancias. Haciendo detonar al primero se busca determinar la máxima distancia hasta la cual es transmitida la detonación de un cartucho a otro, lo que se denomina “grado de simpatía”, que en la mayoría de los explosivos industriales está entre 2 a 8 veces su diámetro, según el tipo. Ing. Miguel A. Gil
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La capacidad de transmisión es importante para determinar las distancias entre cartuchos en los barrenos cargados con espaciadores. La capacidad de transmisión es también importante desde el punto de vista de seguridad para prevenir la explosión fortuita de explosivos a distancia por simpatía (por ejemplo entre polvorines colindantes) debiéndose por ello mantener las distancias mínimas de seguridad recomendadas en las tablas oficiales para cada determinada cantidad de explosivo almacenada.
EMANACIÓN DE GASES (HUMOS) La detonación de los explosivos comerciales y agentes de voladuras, en su mayoría, generan productos tales como el polvo, óxidos de carbono (CO - CO2), óxidos de nitrógeno (NO – NO2) vapor de agua (H2O) y eventualmente gases sulfurosos (H2S, SO3 y ALO2) si contenía azufre o aluminio. Sin embargo, entre los gases inocuos generados hay siempre cierto porcentaje de productos irritantes tóxicos o letales. Al conjunto de todos estos productos resultantes son llamados “humos”. De acuerdo a la proporción contenida de gases tóxicos se ha establecido escalas de clasificación por grado de toxicidad para la exposición del personal trabajador después del disparo, teniendo como ejemplo a la siguiente del USBM (Buró de Minas de USA):
CATEGORÍA
VOLUMEN DE GASES NOCIVOS (CO, NO2)
1ra
de 0 a 4,53 dm3
2da
de 4.53 a 9,34 dm3
3ra
de 9,34 a 18,96 dm3
La presencia de gases tóxicos en la reacción explosiva es la más importante restricción para su empleo en minería subterránea, ya que implica un gran riesgo de envenenamiento para el personal que labora en ellas. En la minería a cielo abierto, esto no representa mayor peligro, pues la ventilación es suficiente para dispersar los gases. Según esta categorización del USBM aceptada por el Instituto de Fabricantes de Explosivos (EMI, ISEE) y otras instituciones, los explosivos de primera categoría pueden ser empleados en cualquier labor subterránea, los de segunda sólo en las que garantizan buena ventilación, usualmente con tiro forzado, y los de tercera sólo en superficie. Por lo general, se considera que los explosivos de uso civil deben estar por debajo de los siguientes valores:
CO = 0,02 % NO2 = 0,003 %
Los agentes explosivos como el ANFO eventualmente son más tóxicos que las dinamitas y emulsiones, porque generan mayor proporción de óxidos de nitrógeno. Los límites permisibles para exposición normal de 8 horas en labores subterráneas deben ser: GAS
VALORES PERMITIDOS
Monóxido de carbono (CO)
50 ppm
Dióxido de nitrógeno (NO2)
5 ppm
Dióxido de carbono (CO2)
0,5 %
Los gases tóxicos no son permanentes en la nube de humos y polvo formada por la explosión, sino que se generan inicialmente en determinado volumen y se mantienen como tóxicos durante un Ing. Miguel A. Gil
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determinado tiempo, para después disiparse haciéndose inocuos, según la disponibilidad de oxígeno libre en el ambiente, así CO pasa a CO2 y NO a NO2, menos letales. Es en este período de tiempo “activo” en el que se tiene que evitar el contacto con el personal en las labores subterráneas. La presencia de concentración de estos gases además de su persistencia a permanecer en ambientes confinados depende de varios factores:
De la formulación del explosivo y su balance de oxígeno. De una eficiente iniciación con un cebo potente y adecuado para llegar a la detonación lo más rápidamente posible. Del tipo y confinamiento de la labor, labores subterráneas ciegas con ventilación deficiente, labores ventiladas mediante chimeneas, ductos o extractores de aire y labores en superficie. Diámetro de carga cercano al diámetro critico. Deflagración del explosivo. De las condiciones del frente de trabajo; tipo de roca, flujo mínimo de aire, humedad, vehículos motorizados en trabajo, etc.
En términos generales, las condiciones ambientales tienen mayor incidencia en la permanencia de estos gases en las labores después del disparo que la composición propia del explosivo. La norma general obligatoria debe ser la de permitir el reingreso del personal solamente cuando se tenga seguridad de que los gases se hayan disipado. El tiempo necesario para que esto ocurra tiene que ser establecido y controlado periódicamente por el Departamento de Seguridad de la mina o túnel con instrumental adecuado. Es importante en la formulación de la mezcla explosiva para asegurar una completa combustión con la máxima potencia y mínima producción de gases tóxicos, siendo necesario controlar la proporción de oxígeno suministrado a los componentes combustibles (añadirlo o restarlo según convenga) para que logren su mayor nivel de oxidación. En el cálculo para explosivos a emplearse en trabajos subterráneos mal ventilados debe incluirse la envoltura de papel o de plástico. El balance de oxígeno se expresa como porcentaje de exceso (+) o deficiencia (-) de oxígeno en la mezcla. El margen de seguridad de +2 a +5 como tope, buscando un promedio de +2 a +3 como ideal. Si es mayor a +5 el nitrógeno se oxidará formando NO y NO2 tóxicos, si es menor a +2 se formará CO, igualmente tóxico. Con un balance igual a cero se obtendrá la máxima energía, los ingredientes reaccionarán completamente.
INFLAMABILIDAD Esta propiedad se refiere a la facilidad con la cual un explosivo o agente de voladura pueda ser inflamado por acción del calor. Muchas dinamitas arden fácilmente, pudiéndose generar una detonación, sin embargo, los slurries son más difíciles de quemar que la dinamita y en algunos casos, es necesario mantener una fuente de llama en un contacto permanente que, después de haber evaporado todo el contenido de humedad, permite al explosivo mantener la combustión.
ESTABILIDAD Se refiere a la propiedad de un explosivo de permanecer inalterado químicamente durante el tiempo en almacenamiento. En general, los explosivos industriales suelen ser muy estables y no se descomponen en condiciones ambientales normales, pudiéndose mantener almacenados, bajo condiciones favorables de empacado y temperatura, durante largos períodos de tiempo sin sufrir alteración. La medida establecida para los explosivos comerciales, determina su tiempo máximo de almacenamiento, sirviendo como guía para el usuario al establecer el plan de rotación de inventarios. Ing. Miguel A. Gil
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El hecho de que un compuesto químico esté sujeto a una descomposición muy rápida cuando es calentado indica que hay inestabilidad en su estructura. Los grupos comunes a los explosivos como nitratos, nitros, diazos y azidas están intrínsecamente bajo tensión interna, el aumento de tensión por calor u otro estímulo puede producir ruptura súbita de sus moléculas conduciendo a una reacción explosiva. Debe distinguirse la “estabilidad física”, importante para el comportamiento del explosivo en el medio ambiente que lo rodea y para su propio manipuleo, de la “estabilidad química”, que es de primera importancia para estimar el curso de una descomposición que puede ocurrir en algunos componentes como los nitrocompuestos debido a deficiente purificación, temperatura, humedad, etc. que puede llegar a ser autocatalizada por los productos ácidos de la misma reacción y en ciertos casos llegar a producir ignición espontánea.
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CAPITULO 4: CLASIFICACIÓN DE LOS EXPLOSIVOS CLASIFICACIÓN GENERAL DE LOS EXPLOSIVOS El desarrollo de la industria de los explosivos ha seguido por dos caminos paralelos, aunque interactuantes, el militar y el civil. Interactuantes en el sentido que los avances y nuevos desarrollos son compartidos, dejando para el uso militar aquellos de alto poder destructivo (elevadas velocidades de detonación y poco volumen de gases en expansión) y para uso civil aquellos de mayor estabilidad química, relativa facilidad de control de su poder destructivo y un balance adecuado de la velocidad de detonación y el volumen de gases generados para un rendimiento óptimo. A continuación se muestra un modelo de clasificación general de los explosivos, en el cual incluimos la mayoría de los utilizados en la actualidad, tanto civil como militar.
Explosivos Mecánicos No son explosivos en el sentido estricto de su definición, se basan el principio del fracturamiento mecánico de la roca por la liberación instantánea de gases almacenados en cilindros especiales a muy alta presión, produciendo un efecto similar al de una voladura con un explosivo real. Dentro de los explosivos mecánicos más importante tenemos:
CARDOX: Cilindro con un disco de ruptura que contiene bióxido de carbono líquido a una presión sobre los 20.000 psi.; dentro del cilindro se encuentra un elemento generador de calor (polvo de aluminio, carbón, clorato de potasio) conectado a cables eléctricos. Al producirse el encendido del generador de calor, se incrementa violentamente la presión del gas, rompiendo el disco y liberándose en el barreno, fracturando el material circundante.
LOX: Mezcla compuesta por oxígeno líquido y un combustible, produciéndose una violenta reacción entre ambos, generando grandes volúmenes de CO2 a elevada temperatura y presión. Desarrolla una potencia aproximada de 1.4 veces la dinamita y una velocidad de detonación de 4.000 a 4.500 m/seg. Ing. Miguel A. Gil
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AIRDOX: Cilindro de acero cargado con aire desde un compresor, al alcanzar una determinada presión (generalmente entre 10.000 a 15.000 psi), una válvula de descarga lo libera dentro del barreno.
Explosivos Nucleares Los explosivos nucleares están compuestos generalmente por elementos como plutonio, uranio, deuterio y otros materiales atómicamente activos. En una explosión nuclear, la energía proviene de la redistribución de los protones y neutrones dentro de la interacción nuclear.
Fisión y Fusión Nuclear: Una explosión nuclear obtiene reacciones de fisión y fusión para liberar de forma instantánea gran cantidad de energía mecánica, térmica y de partículas o radiaciones. En el proceso de fisión nuclear, el Uranio 235 o el plutonio 239 se bombardean con neutrones, algunos de sus núcleos inestables se escinden, emiten nuevos neutrones y liberan energía, El proceso repetido sucesivas veces se denomina reacción en cadena, y para lograrlo se precisa una masa crítica o mínima de elemento fisionable. En la fusión nuclear, la liberación de energía se produce tras la unión de núcleos y tiene una potencia siete veces superior a la fisión. Dado que se obtienen temperaturas de orden astronómico, cercanas a las que se registran en las reacciones estelares, el proceso se denomina termonuclear.
En la actualidad no se ha podido diseñar explosivos nucleares controlados que puedan tener uso práctico en voladuras civiles.
Explosivos Químicos Los explosivos químicos son los más comúnmente usados para fines comerciales, debido a su relativa seguridad en su manejo, bajo costo de manufactura y adaptabilidad; éstos se dividen en tres grupos, los altos explosivos (VD>2.500 m/s), las mezclas especiales (VD variables, dependiendo de su propósito) y los deflagrantes (VD< 2.000 m/s). Altos explosivos: Son aquellos que cumplen estrictamente con la definición de explosivo, principalmente porque la reacción se realiza mediante un proceso de detonación, caracterizada por su gran velocidad (2.500 a 7.000 m/s.), generación de altas presiones (50.000 a 4.000.000 psi.) y propagación de una onda de choque a través de la masa explosiva. Los altos explosivos a su vez están subdivididos en: Primarios y Secundarios. Altos explosivos primarios: Se caracterizan por su gran facilidad para iniciar la detonación, debido a su gran sensibilidad al choque, chispa o llama. Son muy inestables y tienen un uso restringido en la industria por su peligrosidad en el manejo, limitándose su uso a la fabricación de iniciadores, donde son empleados como carga primaria de los detonadores, los más utilizados en la industria son: Fulminato de mercurio: Constituye el explosivo iniciador más antiguo que se conoce, utilizado por muchos años, desde el momento de ser patentado por Nobel para iniciar los explosivos a base de nitroglicerina, hasta que a partir de 1.930 su uso fue reemplazado por el nitruro de plomo (azida de plomo), por su alto costo y alta toxicidad de sus componentes. Debido a él, actualmente, las cápsulas iniciadoras o detonadores son conocidas en el argot minero y militar como "fulminantes". Esta sustancia es de color gris pardo brillante, difícilmente soluble en agua y estable a temperatura normal Nitruro de Plomo (Azida de Plomo): En la actualidad se utiliza como sustituto del fulminato de mercurio debido a su menor costo, mayor potencia, manejo más seguro y mayor estabilidad. Se presenta en forma de cristales blancos como precipitado de la reacción del azida de sodio con nitrato de plomo o acetato de plomo; es insoluble en agua fría, muy sensible a la fricción e impacto, aunque relativamente menos que el fulminato de mercurio; es difícil de inflamar, por lo que se mezcla con trinitroresorcinato de plomo para Ing. Miguel A. Gil
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aumentar su sensibilidad al fuego, añadiéndose, en algunos casos, aluminio en polvo para darle la suficiente fluidez a la mezcla que permita su vaciado en cartuchos. Actualmente existen otras sustancias explosivas que se comienzan a utilizar como explosivos iniciadores tales como: Azida de Plata, Diazodinitrofenol (Dump, Dinol), Guanil-Nitrosamina-GuanilTetraceno (Tetraceno), Metranitranilina, Perclorato de Diazometanitranilina y otros. Altos explosivos secundarios: Comprenden una considerable cantidad de sustancias y compuestos orgánicos e inorgánicos, los cuales son utilizados en un gran número de combinaciones para su utilización comercial. Estos explosivos tienen como características principales, la relativa o ninguna sensibilidad al choque, llama o roce, necesitando para su iniciación, la acción realizada por la explosión de un alto explosivo primario, lo cual los hace seguros para su manejo y almacenamiento. Dentro de este grupo de explosivos tenemos: Explosivos base o monocompuestos, industriales y militares. Explosivos base o monocompuestos: Son aquellos conformados por un solo compuesto, ya sea orgánico o inorgánico, considerando al nitrato de amonio como el único compuesto inorgánico que puede actuar como alto explosivo. Algunos de los explosivos de un solo compuesto tales como el PTN, TETRIL, RDX, son utilizados como base en los detonadores utilizados en las voladuras comerciales. Las características más importantes que reúnen estos explosivos son:
Máxima potencia por unidad de volumen Mínimo peso por unidad de potencia Alta velocidad de detonación Gran estabilidad térmica bajo condiciones adversas de almacenaje Insensibilidad al choque, fuego o impacto
Los altos explosivos secundarios de un solo compuesto más importantes son:
Nitroglicerina -trinitrato de glicerina- (C3H5N3O9): Compuesto insoluble en agua, pero soluble en casi todos los solventes orgánicos. Al mezclarse con nitrocelulosa forma un gel, no es volátil y en cantidades insignificantes produce fuertes dolores de cabeza. Su manejo es altamente peligroso debido a su sensibilidad al impacto y al calor, por lo que su transporte y uso debe estar estrictamente controlado La nitroglicerina es uno de los más importantes componentes de la mayoría de los explosivos civiles conocidos y mezclado con nitrocelulosa y estabilizadores es el principal componente de las mezclas propulsoras de cohetería y las pólvoras especiales para armas de guerra. Tiene un balance de oxigeno de +3,5%, densidad de 1,591 gr/cm3 y una velocidad de detonación de 7.600 m/s.
Nitroglicol -etilenglicol dinitrato- (C2H4N2O6): Compuesto con propiedades similares a la nitroglicerina, poco soluble en agua, pero soluble en todos los solventes orgánicos convencionales, a diferencia de la nitroglicerina, es 4 veces más soluble en agua y unas 150 veces más volátil, es menos viscosa y gelatiniza la nitrocelulosa más rápidamente que la nitroglicerina, debido a su mayor estabilidad química, se utiliza mezclado con la nitroglicerina en casi todas las formulaciones explosivas, no siendo así en las mezclas propulsoras debido a su mayor presión de vapor.
Pentaeritritol tetranitrato -Pentrita, PETN, tetranitrato de pentaeritrita- (C5H8N4O12): Compuesto de color blanco, insoluble en agua, más sensible al impacto que el RDX y más sensible que el TNT. Tiene una densidad de 1,77 gr/cm3 y una velocidad de detonación de 8.300 m/s. El PETN es uno de los altos explosivos más potentes des uso militar y civil, es utilizado en cápsulas detonadoras como carga base, para la fabricación de boosters, cordones detonantes y en la base de los explosivos militares estándar; posee un bajo costo de Ing. Miguel A. Gil
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producción, no es muy tóxico y el riesgo de exposición es generalmente pequeño, al ser inhalado puede producir dolor de cabeza.
Ciclotrimetileno trinitramina -Ciclonita, RDX, Exógeno- (C3H6N6O6): Es un compuesto blanco que tuvo una gran importancia como explosivo militar durante la II Guerra Mundial. Tiene muy baja sensibilidad, menor que la del PETN, es muy estable desde el punto de vista térmico y químico. Tiene una densidad de 1,81 gr/cm3 my una velocidad de detonación de 8.750 m/seg. El RDX tiene un extendido campo comercial como carga base para detonadores; este explosivo tiene una gran aplicación militar en la fabricación de bombas, minas, torpedos, etc.
Trinitrofenil metilnitramina –Tetril- (C7H5N5O8): Polvo de color amarillo y muy poco soluble en agua, tiñe la piel de rojo y es venenoso, es el más sensible y también el más costoso. Tiene una densidad de 1,73 gr/cm3 y una velocidad de detonación de 7.200 m/s. Es utilizado generalmente para la carga de proyectiles de grueso calibre; sin mezcla alguna se utiliza como explosivo prensado de gran poder de fracturamiento.
Nitrato de Amonio (NH4NO3): Compuesto químico que solo puede ser detonado bajo condiciones de gran confinamiento, aunque generalmente ha sido utilizado como ingrediente para los explosivos binarios, dinamitas y otros explosivos comerciales, Es un compuesto de bajo costo y con gran estabilidad química, además de no presentar propiedades tóxicas. En condiciones húmedas, el nitrato de amonio reacciona con el cobre formando nitrato tetraminocúprico, el cual está en el mismo orden de sensibilidad que el azida de plomo, siendo por esta razón que no se recomiende el uso de envases o instrumentos de cobre o latón durante el manejo del mismo. El nitrato de amonio tiene el 55% de la potencia del TNT y un valor relativo muy bajo de potencia de fracturamiento. La densidad en su forma cristalina es de 1,73 gr/cm3.
Trinitrotolueno -TNT, 2-4-6 trinitrotolueno- (C7H5N3O6): El TNT es el más empleado explosivo de guerra, de color amarillo a pardo rojizo, insoluble en agua y es uno de los más estables de todos los altos explosivos, pudiendo ser almacenado por largos períodos de tiempo sin ninguna alteración; es insensible al choque y fricción, pudiendo ser detonado por una chispa resultante del roce de metales; cuando se enciende por llama se quema rápidamente sin explotar. Tiene una densidad de 1,81 gr/cm3 y una velocidad de detonación de 8.350 m/seg. La mezcla de TNT con otros explosivos se usa para formar el hexotol, pentolita, hexotonal, amatol, etc., además de fabricar boosters, detonadores, cargas de demolición y constituye uno de los principales componentes de algunas pólvoras especiales. Explosivos Militares o plásticos: Son el producto de la mezcla de uno o varios altos explosivos con materiales capaces de formar una masa plástica que sea manejable y permita ser utilizada en condiciones húmedas. Se presentan de dos maneras: de forma masiva, moldeable a mano y de forma laminar, que puede utilizarse en forma de cinta adhesiva. Los explosivos plásticos más conocidos son:
Composición A-3: Consisten en un 91% de RDX y 9% de cera. Esta cera es una cubierta de las partículas de RDX y actúa como agente de ligamento al ser comprimido el explosivo, tiene una menor sensibilidad al choque que el TNT. La Composición A-3 no tiene efectos tóxicos, además tiene una densidad de 1,46 g/cm3 cuando se comprime a 3.000 psi y de 1,63 g/cm3 cuando se comprime a 12.000 psi.
Composición C, C-2 y C-3: Posee un gran poder de fracturamiento, puede ser moldeado a mano, consta de 77% de RDX y 23% de un plastificante explosivo compuesto por mononitrotolueno (MNT), dinitrotolueno (DNT), TNT, tetril y nitrocelulosa; tiene una densidad de 1,60 g/cm3, es soluble en acetona, poco sensible al impacto y se inflama muy Ing. Miguel A. Gil
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fácilmente. Su uso está restringido en espacios cerrados debido a la alta generación de gases venenosos cuando se detonan.
Composición C-4: Constituye el explosivo de mayor uso en actividades militares, está compuesto por 91% de RDX, 2,1% de pologobutileno, 1,6% de Aceite de motor y 5,3% de D2 (2-etilexil) sebacate. Es muy parecido a la plastilina, de color blanco, inodoro, de densidad 1,59 g/cm3. Es menos sensible al impacto que la Composición C-3 pero desarrolla mayor potencia de fracturamiento. Al detonar genera gases venenosos.
Holtex (Explosivos laminares): De extensa aplicación en trabajos con metales, se presenta en forma de láminas, consta de una combinación de PETN con otros ingredientes, puede ser cortado fácilmente para darle la forma deseada. Tiene una densidad entre 1,45 y 1,50 g/cm3 y una velocidad de detonación de 6.700 m/s., pudiendo detonar en capas muy finas.
Explosivos Industriales o de Voladuras: Mezclas de altos explosivos, principalmente nitroglicerina y/o nitrato de amonio con otras sustancias explosivas o no, ideadas para obtener productos de características definidas de acuerdo al uso al que se le destine. Poseen características fundamentales tales como el bajo costo, elevada eficiencia y baja sensibilidad, lo cual lo hace muy seguro para su manejo. Se pueden diferenciar como sigue:
Dinamitas: Dentro de los explosivos comerciales son los de mayor potencia, están constituidos por nitroglicerina, nitrato de sodio, nitrato de amonio, un antiácido (carbonato de sodio, magnesio u oxido de zinc), un combustible carbonáceo (pulpa de madera) y algunas veces azufre y otros componentes que les proporcionan un balance de oxigeno positivo. las dinamitas confirman toda una familia de explosivos que va desde la dinamita gelatina hasta las dinamitas amoniacales. La mezcla explosiva es encartuchada en diversos diámetros. Son sensibles al detonador y se utilizan en casi todos los trabajos de voladura conocidos. Su densidad es de 1,00 gr/cm3 a 1,50 gr/cm3 y su velocidad de detonación esta en el rango de 3.500 a 6.500 m/s.
ANFO -Nitrato de Amonio y combustibles mezclados en seco-: Es el más ampliamente conocido de los nitrocarbonitratos es la mezcla de nitrato de amonio y fuel oil, donde el nitrato de amonio es sensibilizado por el combustible. Es el explosivo más económico del mercado, su uso está limitado a lugares totalmente secos, no resiste la humedad, tiene menor potencia que cualquiera de los explosivos con nitroglicerina y su presentación es en forma de "prills", empacado en sacos o distribuido a granel. Es el más utilizado en minería a cielo abierto en barrenos de diámetros mayores a 76 mm.
Hidrogeles (Slurries): Debido a la imposibilidad de emplear el ANFO en medios húmedos, se creó la necesidad de un explosivo similar pero que pudiese ser utilizado en estos medios, desarrollándose una gama de productos de consistencia semigelatinosa que rechaza la humedad. La mayoría de ellos están compuestos por nitrato de amonio como explosivo base, TNT y aluminio como sensibilizantes, un gelatinizante y agua. Son compuestos parecidos a una gelatina y de gran resistencia al agua; se distribuyen empacados en mangas de polietileno o a granel. Tienen un precio más elevado que el del ANFO y mayor potencia, pudiendo incluso superar al de algunas dinamitas, tienen un balance de oxígeno positivo, gran eficiencia, aún en pequeños diámetros, y densidad promedio de 1,35 g/cm3, tienen alta velocidad de detonación (3.600 a 5.200 m/s).
Emulsiones: Actualmente existen dos tipos de emulsiones, las sensibles al detonador, que se componen de dos fases líquidas, una continua, básicamente constituida por una mezcla de hidrocarburos y otra dispersa, que son microgotas de una solución acuosa de sales oxidantes, con el nitrato de amonio como principal componente y las no sensibles al detonador que carecen de un elemento explosivo en su composición (eventualmente se Ing. Miguel A. Gil
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sensibilizan con micro esferas) por lo que requieren ser detonadas con un cebo reforzador de alta presión de detonación. A diferencia de los hidrogeles su viscosidad puede ser graduada desde una emulsión líquida similar a una leche de magnesia hasta una viscosidad semejante a una margarina, lo que permite su carga al hueco, tanto en forma encartuchada como a granel mecanizada, por bombeo directo al fondo del mismo para desplazar al agua. Una ventaja importante es su facilidad de mezcla con el ANFO para formar ANFO Pesado
Se involucra en este grupo a los productos fabricados para un empleo particular, o para uso en condiciones ambientales fuera de las normales. Su composición básica puede ser dinamita, hidrogeles, explosivos moleculares como TNT, mezclas de nitrato de amonio y otros, presentados con envolturas o envases adecuados para su función o aplicación. Como ejemplos se pueden mencionar los utilizados en prospección sísmica, para voladura controlada (precorte y recorte), para voladura secundaria, cebos reforzadores de TNTpentolita, conos rompedores, cargas dirigidas y otros, con sus propias especificaciones
Deflagrantes Aunque este tipo de compuestos no son considerados como explosivos, por la misma naturaleza de sus componentes y el tipo de utilización que se les da, algunos autores los han incluidos dentro de la clasificación de los explosivos. Los deflagrantes se caracterizan porque se queman de una forma progresiva a través de un período de tiempo relativamente sostenido, a diferencia de los explosivos, que se descomponen instantáneamente mediante un proceso de detonación. Los deflagrantes se clasifican en dos tipos: Pirotécnicos y Propulsores. Pirotécnicos: El más ampliamente utilizado y conocido es la pólvora negra, la cual en el pasado fue el único producto utilizado en las voladuras; fue materialmente desplazada por la dinamita, aunque todavía se emplea para aplicaciones específicas donde son deseadas acciones lentas de empuje.
Pólvora Negra: Consiste en una mezcla de sustancias de gran afinidad con el oxígeno, tales como azufre, Carbón y nitrato de sodio y/o nitrato de potasio según las siguientes proporciones: Nitrato de potasio o Nitrato de sodio: Azufre: Carbón vegetal:
74 -78% 12-15% 10-12%
Las proporciones mostradas pueden ser variadas para obtener las características deseadas del explosivo. Para su uso en mechas de seguridad se reduce la proporción de nitrato de potasio, obteniéndose una velocidad de combustión más lenta. Según se varíen las proporciones de los componentes y la inclusión de otros aditivos, la pólvora negra puede llegar a desarrollar velocidades de combustión comprendidas en el rango de 0,5 a 3 m/s. Cuando se utiliza la pólvora negra como explosivo, se le debe proporcionar un buen confinamiento y buena atacadura para producir una voladura eficiente, para que los gases generados en el confinamiento aceleren la velocidad de combustión. La velocidad puede incrementarse también por la reducción de la granulometría de sus componentes. La pólvora difícilmente alcanza los 365 m/seg, lo cual la diferencia notablemente de los altos explosivos. La pólvora negra tiene un extenso campo de usos especiales, para la fabricación de mechas de seguridad, como dispositivo militar, para encender otras sustancias tales como combustibles y propelentes, para armas de uso deportivo, fabricación de dispositivos para rajar maderas, usos pirotécnicos; sin embargo, su utilización en minas subterráneas (especialmente de carbón) está muy restringida debido a que se quema con una llama muy caliente.
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Propulsores: Han sido utilizados exclusivamente en armamento militar y se caracterizan por no emitir humos (o con baja generación de humo). De acuerdo a su composición pueden distinguirse tres tipos:
Propelentes de base simple (o pólvora de nitrocelulosa): Su componente principal lo constituye la nitrocelulosa gelatinizada al agregarle solventes orgánicos (alcohol, éter) y un estabilizador, siendo luego convertida en hilos por extrusión y cortado en pequeños trozos, los cuales son pulidos y grafitados. Constituyen la carga de la vaina de los proyectiles de armas de guerra ligeras.
Propelentes de base doble (o pólvora de nitroglicerina): Mezcla de nitrocelulosa y nitroglicerina, gelatinizada con ciertos aditivos y formando un producto termoplástico que puede ser laminado o dársele la forma deseada. Este producto es utilizado en proyectiles de largo alcance y morteros.
Propelentes de base múltiple: Mezcla de nitrocelulosa, nitroglicerina y otros compuestos tales como diglicol dinitrato, triglicol trinitrato, metriol trinitrato, butanetriol trinitrato, diluida en solventes como la acetona y gelatinizada con ciertos aditivos, formando un producto en forma de barra. Generalmente este tipo de producto se utiliza en cohetería.
Además de la clasificación general desarrollada, existen muchos modelos que tratan de ubicar las sustancias explosivas en un cuadro que las pueda caracterizar a todas. Cada autor presenta un modelo distinto, aunque al revisar muchos de ellos, encontramos que entre uno y otro existen criterios comunes de selección. Sin tratar de llegar a un modelo que recoja de manera total los criterios de todos (no es la idea), lo importante es que tengamos un concepto claro acerca de la naturaleza, características, tipología y uso de estas sustancias y de manera individual, podamos establecer un modelo de clasificación que se ajuste a nuestro criterio. A continuación se presentan otros dos modelos de clasificación, utilizando criterios diferentes al modelo desarrollado en el capítulo.
CLASIFICACIÓN POR CARACTERÍSTICAS Por su velocidad de reacción
Fracturantes Rompedores Deflagrantes o empujadores
Por su sensibilidad al iniciado
Sensibles al detonador Agentes de voladura
Por su aplicación
De uso militar De uso industrial
CLASIFICACIÓN POR TIPOLOGÍA Altos explosivos
TNT Gelatinas (NG – NC) Dinamitas Hidrogeles sensibilizados Emulsiones sensibilizadas Ing. Miguel A. Gil
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Agentes de voladura
ANFO Slurries Emulsiones Híbridos (mezclas ANFO – emulsión o ANFO pesado)
Explosivos especiales
Sísmicos Voladura controlada Permisibles (carbón) Cargas dirigidas Binarios LOX y otros
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CAPITULO 5: EXPLOSIVOS INDUSTRIALES En la actualidad, la fabricación de explosivos de uso industrial (de uso común en la industria minera y de la construcción) se presenta en dos grandes grupos, los cuales abarcan toda la gama de explosivos que se utilizan en la misma: 1. Explosivos no sensibles al detonador (Agentes de Voladura): Estas mezclas, pueden o no llevar algún componente explosivo. Para poder lograr su iniciación es necesario la utilización de reforzadores o Boosters, no son sensibles a la iniciación por detonador #8, los más conocidos son: a. Agentes de voladura NCN granulares, secos i. Nitrato de Amonio ii. ANFO iii. ANFOAL b. Agentes de voladura acuosos (watergels) i. Hidrogeles o slurries. ii. Emulsiones. iii. Agentes mixtos (emulsión/ANFO o ANFO’s pesados). 2. Explosivos sensibles al detonador (explosivos convencionales): Se utilizan, para su fabricación, sustancias con propiedades explosivas que actúan como sensibilizadores de las mezclas y que los hacen sensibles a la iniciación por medio de un detonador #8 y los más conocidos son: a. b. c. d.
Dinamitas Hidrogeles y emulsiones sensibilizadas Explosivos permisibles o de seguridad Explosivos especiales.
EXPLOSIVOS NO SENSIBLES AL DETONADOR (AGENTES DE VOLADURA) Nitrato de Amonio El nitrato de amonio (NH4NO3) es una sal inorgánica de color blanco, con una temperatura de fusión de 160,6 ºC y un contenido de oxígeno del 60%. Este compuesto no es explosivo de manera aislada sino que adquiere esa propiedad al ser mezclado con un combustible, reaccionando violentamente y aportando oxigeno. El mayor uso del nitrato de amonio es como fertilizante agrícola y se fabrica en forma de partículas esféricas porosas o prills (de diámetro entre 1 y 3 mm), la diferencia entre el prill utilizado como fertilizante y el utilizado para explosivos, estriba en que este último es menos denso, más poroso y con menos cubierta protectora que el prill para fertilizante y se produce en forma de prill porque esta forma es la que posee las mejores características para absorber y retener los combustibles líquidos, además de su facilidad de manipulación sin que se formen apelmazamientos y adherencias. Ing. Miguel A. Gil
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La fabricación del nitrato de amonio es un proceso de múltiples etapas que comienza con una mezcla de gas natural y aire, finalizando con el rociado de una solución de nitrato de amonio concentrado desde la parte superior de una torre de peletización. En el transcurso de la caída de unos 30 a 60 metros, las gotas de nitrato de amonio se solidifican en partículas de forma esférica; estas partículas o prills son enfriadas, secadas y cubiertas con un agente protector, que le confiere mayor resistencia a la rotura, antes de ser empacado. La cubierta protectora del prill reduce la rotura del mismo, si es muy abundante, interferirá con la absorción y distribución de gas-oil, afectando el comportamiento del ANFO. Para un prill optimo, la cantidad mínima de agente protector debe estar alrededor del 0,1%. La adición de la cubierta protectora disminuye la capacidad de absorción de humedad y también su sensibilidad. El nitrato de amonio tiene una higroscopicidad muy elevada, pudiendo convertirse en líquido en presencia de una humedad ambiental relativa por encima del 60%. El prill utilizado para voladuras tiene un rango de densidad, a granel, de aproximadamente 0,8 g/cm3, mientras que el nitrato de amonio cristalizado, no poroso, es de 1,72 g/cm3 (a mayor densidad se hace menos sensible a la detonación). La baja densidad y porosidad del prill tiene dos funciones: 1. Lo hace capaz de absorber y retener el porcentaje adecuado de gasoil de manera uniforme 2. Proporciona mayor sensibilidad a la detonación.
ANFO Desde su introducción, a mediados de los años 50, el ANFO ha encontrado un extenso uso en una gran variedad de trabajos de voladuras, tales como: minería de superficie, canteras y construcción. Sus limitaciones, tales como su baja densidad y poca resistencia a la humedad, deben ser consideradas antes de ser utilizado en cualquier trabajo de voladuras. El ANFO, explosivo cuyo nombre es el producto de la unión de las siglas en inglés de sus componentes: Amonium Nitrate + Fuel Oil, es una mezcla oxigeno - balanceada, de libre escurrimiento a granel, con una composición de 94% de nitrato de amonio en forma de prill, y 6% de fuel oil (gasoil). Este producto representa, aproximadamente, el 80% del mercado de explosivos comerciales a escala mundial, debido a su bajo costo y seguridad en su utilización y manejo. El contenido de gasoil juega un papel determinante sobre las diferentes propiedades del ANFO, la reacción en un sistema balanceado de oxigeno es: 3NH4NO3 + CH2
3N2 + 7H2O + CO2
Produciendo unas 920 Kcal/kg y un volumen de gases de 970 lt en una mezcla de 93,4% de nitrato de amonio y 5,7% de gasoil Velocidad de detonación: La velocidad de detonación del ANFO a granel depende del diámetro del barreno y el grado de confinamiento. Para densidades entre 0,78 a 0,85 g/cm3 y diámetro de barrenos por encima de 76 mm (3"), la velocidad se encuentra en un rango entre 3.700 m/s y 4.750 m/s. El ANFO comienza a desarrollar su velocidad hidrodinámica ideal, de aproximadamente 4.750 m/s, cuando es detonado en barrenos iguales o mayores a 250 mm (10"); la alteración de las propiedades físicas del ANFO o el incremento del diámetro de perforación no incrementa la velocidad de detonación. Ing. Miguel A. Gil
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El tipo de confinamiento al que está sometido el ANFO, afecta su velocidad de detonación y mejora su habilidad para detonar en diámetros pequeños. El ANFO, que en medio no confinado tiene un diámetro crítico de aproximadamente 4", bajo confinamiento, puede detonar en 2" y en algunos casos hasta 1". Densidad: La densidad a granel depende del tamaño y densidad del prill utilizado en la mezcla, estando, generalmente, entre 0,78 y 0,85 g/cm3. La carga neumática puede incrementar esta densidad hasta 1,10 g/cm3 por la rotura de los prills y lo apretado de la carga en el hueco por efecto de la presión neumática del equipo; para densidades mayores a 1,20 g/cm3, el ANFO se vuelve inerte pudiendo no detonar o hacerlo sólo en el área inmediata al detonador. Sensibilidad: El ANFO no es sensible a la detonación de detonadores corrientes, eléctricos o de tipo NONEL. Tampoco es sensible a la llama, impacto, roce u otra acción externa. Iniciado: Para la iniciación del ANFO se requiere un explosivo de alta energía, la presión de detonación del iniciador o "booster" debe ser más elevada que la del ANFO. La eficiencia del iniciador se incrementa en la medida que su diámetro se aproxime al diámetro del barreno. Algunas teorías proponen que para lograr una velocidad superior a la velocidad hidrodinámica del ANFO, aprovechando la energía suministrada por el iniciador (sobre todo en barrenos de gran diámetro), éstos deben colocarse, dentro del barreno, a una distancia entre ellos, aproximada a 3 veces el diámetro del barreno. Contenido de fuel oil (gasoil): La cantidad de combustible en el ANFO afecta su energía teórica (Ewk), velocidad de detonación, sensibilidad y emisión de gases tóxicos. El ANFO con un contenido del 6% de gasoil alcanza su máxima energía teórica y su más alta velocidad de detonación teórica. Un menor porcentaje de combustible implica un descenso más significativo en su sensibilidad y energía, que un incremento modesto. El ANFO es más sensible en el rango de 2 a 6% de gasoil, decreciendo rápidamente en sensibilidad por encima o por debajo de este rango. Por otro lado, para su uso en minería subterránea, debe haber un estricto control de este porcentaje, debido a que con proporciones menores al 6% se incrementa la cantidad de óxidos de nitrógeno y con proporciones mayores al 6% se incrementa la cantidad de monóxido de carbono.
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Resistencia al agua: El nitrato de amonio, como toda sal, es fácilmente disuelto por el agua, por tal motivo no debe ser utilizado a granel en barrenos húmedos o con presencia de agua, en tales casos se recomienda el uso de los hidrogeles o el ANFO empacado en envases herméticos.
ANFOAL El ANFOAL, al igual que el ANFO, es un explosivo cuyo nombre es el producto de la unión de las siglas en inglés de sus componentes: Amonium Nitrate + Fuel Oil + Aluminium, es una mezcla oxigeno balanceada, de libre escurrimiento a granel, con una composición típica de 87% de nitrato de amonio en forma de prill, 10% de aluminio y 3% de fuel oil (gasoil). Al ser el ANFO de baja densidad, la energía que resulta por unidad de longitud de columna es pequeña. Desde 1968 se viene añadiendo aluminio al ANFO para incrementa su energía, con buenos resultados técnicos y económicos, en voladuras de rocas masivas y costos de perforación altos. El límite práctico de la cantidad de aluminio en el ANFO, por cuestiones de rendimiento y economía, se encuentra entre el 10% y el 15%; porcentajes superiores hacen disminuir su eficiencia energética. Igualmente, el tamaño de la partícula debe estar comprendido entre las 20 y 150 mallas, si se emplea aluminio en partículas menores a 20 mallas (en forma de polvo), se pueden producir explosiones incontroladas. Respecto a las características y limitaciones, vienen a ser las mismas que las del ANFO
Hidrogeles (slurries) Estos productos son insensibles al detonador y se califican como “agentes de voladura hidrogel, slurries, watergels o papillas explosivas”, requiriendo de un cebo reforzado o booster para arrancar a su régimen de detonación de velocidad estable; de lo contrario, no arrancan o lo hacen a bajo régimen dando bajo rendimiento energético. Sus cualidades principales son alta velocidad de detonación y alta densidad, que les dan enorme poder rompedor y elevada resistencia al agua, por lo que resultan excelentes sustitutos del ANFO, para voladura de rocas duras y de huecos inundados. Su aplicación está dirigida mayormente a huecos de mediano a gran diámetro en voladuras a cielo abierto, tanto como carga de fondo reforzador para huecos muy confinados, nivelación de pisos o como carga completa para huecos con agua. Generalmente son suministrados en fundas o mangas de polietileno en diámetros superiores a 65 mm. Su textura es homogénea, viscosa, relativamente pegajosa, lo que les permite contenerse adecuadamente en huecos altamente fisurados, sin pérdidas por filtración, lo que garantiza mantener el factor de carga calculado, y también permite cargarlos en el hueco, soltándolos sin su funda. Su alta densidad desplaza fácilmente al agua. Su viscosidad es incompatible para la mezcla con ANFO. Los hidrogeles o “slurries”, fueron desarrollados a finales de la década de los años 1950’s por el Dr. Melvin Cook, diseñados para su utilización en voladuras de barrenos de gran diámetro y en condiciones de humedad, como explosivo de bajo costo que sustituyera al ANFO. Ing. Miguel A. Gil
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Los hidrogeles están compuestos por soluciones acuosas saturadas de nitrato de amonio, con otros oxidantes como el nitrato de sodio, sensibilizantes como el TNT y aluminio y agentes espesantes y gelatinizantes que evitan la dispersión y segregación de los productos sólidos contenidos en la mezcla. Las propiedades de cada composición dependen del tipo y proporción de los ingredientes de la mezcla. A continuación, veamos algunas de las características más importantes de los slurries:
Velocidad de Detonación: 4.200 a 5.500 m/s
Propagación de la detonación (sensibilidad o simpatía): ninguna
Generación de gases: 690 a 870 litros/kg
Calor de explosión: 3,90 a 4,20 MJ/Kg
Presión de detonación: 58 a 82 Kbar (ANFO: 45 Kbar)
Potencia por unidad de peso: 0,91 a 1,36
Seguridad: Productos no sensibles a una iniciación accidental producto de un choque o fuego.
Ensayo de choque: En los ensayos de choque, donde el explosivo es sometido al impacto de un proyectil de rifle calibre .30 a una velocidad de 900 m/s a una distancia de 25 m, se ha demostrado que este tipo de impacto no tiene ningún efecto.
Ensayo de quemado: En condiciones de incendio severo bajo confinamiento, con elevadas temperaturas, los hidrogeles se vaporizan, se queman sus gases, pero no detonan.
Excelente fragmentación
Humos y gases tóxicos reducidos
Excelente resistencia al agua
Emulsiones Los “agentes de voladura emulsión” carecen de un elemento explosivo en su composición (eventualmente se sensibilizan con micro esferas) por lo que también requieren ser detonados con un cebo reforzador de alta presión de detonación. Su aplicación también está dirigida a huecos de mediano a gran diámetro en voladuras a cielo abierto, como carga de fondo de alta densidad o como carga de columna (total o espaciada) en barrenos con agua, o perforados en roca muy competente. Este grupo de explosivos, de reciente aparición, mantiene las propiedades de los hidrogeles, mejorando su potencia. Químicamente, viene a ser un sistema bifásico en forma de una dispersión de un líquido en otro; son del tipo “agua en aceite” en las que la fase acuosa está compuesta por sales inorgánicas y la fase aceitosa por un combustible líquido soluble en agua, del tipo hidrocarbonado. A diferencia de los explosivos hidrogeles su viscosidad puede ser graduada desde una emulsión líquida similar a una leche de magnesia hasta una viscosidad semejante a una margarina, lo que permite su carga al hueco, tanto en forma encartuchada como a granel mecanizada, por bombeo directo al fondo del mismo para desplazar al agua. Una ventaja importante es su facilidad de mezcla con el ANFO para formar ANFO Pesado. La sensibilidad de las emulsiones disminuye en la medida que aumenta su densidad, siendo necesario trabajar por encima del diámetro crítico y utilizar iniciadores potentes. La tendencia actual hacia el empleo de las emulsiones en las operaciones de voladura, estriba en las numerosas ventajas que presentan: Ing. Miguel A. Gil
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Menor precio, debido a que en su fabricación se prescinde de gelatinizantes, emulsificantes, etc.
Excelente resistencia al agua
Posibilidad de disponer de productos con densidades entre 1,00 y 1,45 gr/cm3
Elevadas velocidades de detonación, de 4.000 a 5.000 m/s
Gran seguridad de fabricación y manipulación
Posibilidad de mecanizar la carga y preparar mezclas con ANFO
Generalmente se las presenta encartuchadas en mangas de polietileno y a granel, suministradas en camión cisterna para entrega directa en la mina donde se carga mediante camiones mezcladores - bombeadores, directamente como tal o mezclada con ANFO para formar ANFO Pesado.
ANFO Pesado El ANFO pesado es una mezcla de emulsión base con ANFO, que abre una nueva perspectiva en el campo de los explosivos. En esta mezcla, la emulsión ocupa los espacios libres entre los prills del ANFO actuando como una matriz energética que permite las siguientes ventajas: 1. Bajar el costo y potencia de una emulsión pura, para voladura en rocas difíciles, secas o húmedas. 2. Darle resistencia al agua al ANFO, al saturar con emulsión los espacios libres entre los prills del nitrato. 3. Aportar mayor energía al ANFO y mejorar su sensibilidad 4. Posibilidad de efectuar cargas con variación de energía a lo largo del barreno 5. Facilidad de carga directa, a granel, con camiones mezcladores, Estos ANFO’s pesados se pueden preparar en diferentes relaciones de acuerdo a los requerimientos de la voladura y la presencia de agua, entre 10% a 90% de emulsión y la diferencia ANFO, siendo las relaciones más utilizadas 30/70, 50/50, 60/40 y 80/20. Normalmente las mezclas con menos de 50% de emulsión no son resistentes al agua pero se incrementa notablemente la potencia del explosivo, y las mayores de 50% emulsión son progresivamente más resistentes al agua. La fabricación es relativamente sencilla, la matriz de emulsión se prepara en una planta fija y transportada en un camión mezclador para la preparación, in situ, de la mezcla con nitrato de amonio y gasoil en las proporciones diseñadas para las condiciones de trabajo, bombeándose directamente en los huecos a volar. También se pueden comercializar encartuchados en mangas de polietileno con densidades de 1,26 a 1,28 g/cm3 y velocidades de 5.600 a 5.400 m/s. Con la adición de aluminio en la mezcla, se posibilita una mejora en la eficiencia del explosivo y ahorro en costos, al tratarse de productos de una alta potencia por volumen a un precio relativamente más bajo. El aluminio incrementa la energía total producida, la potencia relativa en volumen, la temperatura y la presión de detonación. La reacción del aluminio durante la detonación da lugar a la formación de productos sólidos, por lo que se reduce la generación de gases, incrementa el calor de explosión y por consiguiente el calor de los gases generados, desarrollando éstos, un mejor trabajo al estar más calientes, lo que se traduce en una mayor cantidad de trabajo para una misma cantidad de explosivo, pudiéndose, entonces, incrementar el retiro y espaciamiento de los patrones de voladura, mientras se mejora la fragmentación resultante. Ing. Miguel A. Gil
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Potencia del ANFO, ANFOAL, Emulsiones y mezclas de uso común en voladuras POTENCIA POTENCIA RELATIVA RELATIVA EN EXPLOSIVO DENSIDAD EN PESO VOLUMEN (ANFO (ANFO = de 0,85 gr/cm3 = 100) 1,00) ANFO ANFOAL (5% Al) ANFOAL (10% Al) ANFOAL (15% Al)
0,85 0,88 0,91 0,94
100 112 123 134
1,00 1,16 1,32 1,48
EMULSIÓN (0% Al) EMULSIÓN (5% Al) EMULSIÓN (10% Al) EMULSIÓN (15% Al)
1,15 1,21 1,27 1,30
78 91 103 117
1,06 1,30 1,54 1,59
ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al) ANFO Al)
0,93 1,01 1,11 1,20 1,29 1,14 1,16 1,19
98 96 93 91 89 105 116 127
1,07 1,14 1,21 1,28 1,35 1,41 1,58 1,78
+ 10% EMULSIÓN (0% + 20% EMULSIÓN (0% + 30% EMULSIÓN (0% + 40% EMULSIÓN (0% + 50% EMULSIÓN (0% + 30% EMULSIÓN (5% + 30% EMULSIÓN (10% + 30% EMULSIÓN (15%
EXPLOSIVOS SENSIBLES AL DETONADOR Dinamitas La nitroglicerina fue el primer alto explosivo utilizado en voladuras comerciales. Tiene una densidad de 1.6 y una velocidad de detonación de aproximadamente 7.600 m/s. La nitroglicerina es extremadamente sensible al choque, la fricción y al calor, lo que la hace extremadamente peligrosa de usar en su forma líquida. Para 1865, Alfred Nobel, al mezclar la nitroglicerina con tierra de diatomeas (kieselgühr), encontró la manera de poder manejar la nitroglicerina de manera segura y confiable, manteniendo sus propiedades, es así como esta mezcla la encartuchó y la dio a conocer como “gühr dynamite”. En 1875, Nobel encontró que si este líquido tan peligroso se mezclaba con nitrocelulosa, se obtenía un producto con consistencia plástica de fácil uso y manipulación. Esa gelatina explosiva formada por 92% de nitroglicerina y 8% de nitrocelulosa tenía un balance de oxígeno nulo y desarrollaba una energía superior a la nitroglicerina líquida. Posteriormente, con la intención de reducir la potencia de esa mezcla, se añadieron sustancias oxidantes y combustibles, en las proporciones adecuadas para mantener el balance de oxigeno y reducir los costos de fabricación, Ing. Miguel A. Gil
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manteniendo su consistencia gelatinosa. Es así como el producto resultante era seguro de manejar y mucho menos sensitivo al choque, la fricción y al calor. Las dinamitas actuales están compuestas por un elementos sensibilizadores (generalmente nitroglicerina y/o nitroglicol, nitrocelulosa y TNT), combinada con aditivos portadores de oxígeno (nitrato de sodio, nitrato de amonio) y combustibles no explosivos (aserrín), energizadores (aluminio en hojuelas) más algunos aditivos para corregir la higroscopicidad de los nitratos, todos, en las proporciones adecuadas, para mantener un correcto balance de oxígeno. En ellas todos sus componentes trabajan contribuyendo energéticamente en la reacción de detonación. Con la aparición de los hidrogeles y emulsiones sensibilizadas, comenzó la declinación de la producción de dinamitas a nivel mundial, lo que ha contribuido de manera determinante al cierre de la mayoría de las plantas productoras de nitroglicerina y las fábricas de dinamitas. En el mercado mundial de explosivos se desarrollaron tres tipos básicos de dinamitas, la dinamita granular, las semigelatinas y las gelatinas. Se distinguen en que la gelatina y la semigelatina están fabricadas a base de una mezcla gelatinosa de nitrocelulosa y nitroglicerina; la viscosidad de este producto depende del porcentaje de nitrocelulosa en la mezcla. Las dinamitas granulares no contienen nitrocelulosa y presentan una textura granulosa. Propiedades técnicas de los diferentes tipos de dinamita
Densidad (g/cm3)
Velocidad (m/s)
Resistencia al agua
Propiedades de los gases
Granular regular
1,35
4.900
Buena
Muy buena
Granular amoniacal
1,15
2.750
Regular
Muy buena
Granular amoniacal
1,20
4.000
Regular
Muy buena
Semigelatina amoniacal
1,30
4.000
Muy buena
Muy buena
Semigelatina amoniacal
1,15
3.850
Muy buena
Muy buena
Semigelatina amoniacal
0,95
3.450
Buena
Muy buena
Gelatina regular
1,30
6.000
Excelente
Pobre
Gelatina amoniacal
1,25
6.000
Excelente
Muy buena
Gelatina amoniacal
1,55
4.390
Excelente
Muy buena
Gelatina amoniacal
1,45
4.690
Excelente
Muy buena
Gelatina amoniacal
1,60
4.000
Buena
Muy buena
Tipo de dinamita
Dinamitas granulares: El porcentaje de nitroglicerina y nitroglicol en la mezcla determina el grado de potencia relativa del producto. Una dinamita con 60% de nitroglicerina y/o nitroglicol, es llamada dinamita 60%. La resistencia al agua es satisfactoria. Normalmente, el aumento de la resistencia al agua de la mezcla explosiva, implica un aumento porcentual en sus valores de densidad y velocidad de detonación. En Las dinamitas granulares amoniacales la fuente primaria de energía es derivada de la reacción de nitrato de amonio y nitrato de sodio con varios combustibles. La nitroglicerina contribuye a la energía del explosivo de una manera compartida mediante la reacción completa de la mezcla de nitratos y combustibles. Ing. Miguel A. Gil
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Dinamitas gelatinas: Estos productos tienen una base resistente al agua, compuesta por una mezcla gelatinizada de nitroglicerina y nitrocelulosa. Este gel es insoluble en agua y tiende a proteger a los otros ingredientes participantes de la mezcla, formando una pasta cohesiva y con textura parecida al plástico, reaccionando con una velocidad de detonación en confinamiento de alrededor de 4.000 m/s. La gelatina regular (sin nitrato de amonio) tiene alta resistencia al agua y alta densidad, tiene consistencia plástica, y muy buenas condiciones para el almacenamiento. Las gelatinas presentan una gama de productos que van desde velocidades de reacción de 4.000 a 7.000 m/s, su utilización se restringe a voladuras de rocas muy duras o resistentes. Las gelatinas amoniacales difieren de la dinamita gelatina regular en que una porción de la energía es obtenida del nitrato de amonio. Las gelatinas amoniacales son menos costosas que las regulares pero tienen una menor resistencia al agua, una muy baja proporción de emisión de gases tóxicos y sus características de almacenamiento son pobres. La dinamita más común es la designada como 40% y es utilizada en voladuras de rocas blandas y medianamente duras. Dinamitas semigelatinas: Están diseñadas para combinar la resistencia al agua y la cohesión de las dinamitas gelatina con los bajos costos proporcionados por la inclusión en la mezcla de nitrato de amonio. Las semigelatinas tienen un pobre comportamiento al almacenamiento y poca resistencia a las variaciones bruscas de temperatura. Generan pocos gases tóxicos y son ideales para trabajos de precorte. Ventajas:
Sensibles al fulminante Nº 6, 8 y otros iniciadores como el cordón detonante, directamente.
Alta potencia, elevado poder de fragmentación.
Altas densidades, de 1,20 hasta 1,50 g/cm3.
Elevadas velocidades de detonación, entre 3.500 y 6.000 m/s.
Gran resistencia al agua y estabilidad química.
Insustituible en casos de trabajo en condiciones de alta presión hidrostática, en condiciones donde el efecto canal es muy crítico, donde se desea una propagación de hueco a hueco por simpatía, para trabajos en condiciones de temperaturas extremadamente bajas y otras más donde los demás explosivos no garantizan respuesta adecuada o eficiente.
Larga vida útil en almacenaje adecuado (más de un año).
Muy raras fallas por insensibilidad a la iniciación.
Muy buena capacidad de transmisión de la detonación (simpatía) para cargas espaciadas.
Adaptables a casi toda condición de voladura existente y gran facilidad de carga, aun en huecos de condiciones difíciles.
Desventajas:
Riesgo de accidentes en la fabricación y transporte
Reducida flexibilidad para su utilización den condiciones ambientales extremas
Elevados costos de fabricación
Sensibilidad a estímulos subsónicos con riesgo de reacción al impacto o calor extremo y otros.
Cefalea transitoria (dolor de cabeza) al inhalar sus vapores (por la acción vasodilatadora de la nitroglicerina, aunque sin efectos tóxicos). Ing. Miguel A. Gil
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Su empleo está preferentemente dirigido a huecos de pequeños diámetros, en obras subterráneas, túneles, minas, canteras y obras viales.
Sus principales aplicaciones se centran en la voladura de rocas duras y muy duras, como carga de fondo, y en voladuras bajo presión de agua y en barrenos húmedos. Normalmente se comercializan en cartuchos de papel parafinado o mangas de polietileno, con diámetros desde 22 mm hasta 75 mm y longitudes desde 200 mm hasta 400 mm, embalados en cajas de cartón de 25 kg.
Hidrogeles sensibilizados (sensibles al detonador) El éxito de los slurries en las voladuras como sustituto del ANFO, llevó a desarrollar una serie de programas de investigación orientados a la utilización de los mismos en voladuras de menor diámetro, con el propósito de sustituir a la dinamita con un producto de menor costo, más seguro y con un mejor comportamiento. Actualmente existe toda una gama de tipos de slurries o acuageles, que van desde el sustituto del ANFO hasta los sustitutos de los diferentes tipos de dinamitas que se fabrican a escala mundial. Las empresas fabricantes están cerrando sus plantas de nitroglicerina y dinamita, sustituyéndolas por plantas productoras de slurries, para ser utilizados en todas las operaciones mineras y de construcción, en voladuras de diámetros desde pocos milímetros hasta grandes diámetros Los hidrogeles están constituidos por una fase acuosa, que es una solución de sales oxidantes, saturada a temperatura ambiente y gelificada por gomas hidrosolubles; y por una fase dispersa de partículas sólidas, gotitas líquidas, o ambas. En el caso de un líquido disperso, la composición pertenece al grupo de las emulsiones de tipo “aceite en agua”. Cuando contienen una materia explosiva disuelta en agua, como el nitrato, de monometilamina o mononitrato de etilenglicol, son calificados como “explosivo hidrogel”, sensible al detonador (como la dinamita pero sin nitroglicerina / nitrocelulosa). Su tiempo de vida útil es menor que el de las dinamitas por su natural tendencia a la separación de fases o del incremento de su densidad por migración de sus burbujas de gas. Estos explosivos son de texturas finas, glutinosas y muy resistentes al agua. Por lo general se presentan en cartuchos de polietileno de pequeño a mediano diámetro. Se emplean en forma similar que las dinamitas. Tienen alta velocidad de detonación (3.600 a 5.200 m/s), pero su simpatía es más susceptible a fallas por causas externas que las de las dinamitas. Una limitación común a todos los hidrogeles es su densidad de cartucho, que no debe ser mayor de 1,25 g/cm3; de lo contrario pueden perder su capacidad de detonar, lo que se debe tener en cuenta para no atacar los cartuchos excesivamente para confinarlos en el barreno.
Emulsiones sensibilizadas (sensibles al detonador) Las emulsiones explosivas sensibilizadas constituyen el mismo producto ya desarrollado anteriormente, en este mismo capítulo, pero, en su fabricación se hace especial énfasis en la elección del agente tensoactivo emulsificador y la dispersión ultra fina de la solución acuosa a temperaturas relativamente altas. Por su naturaleza aerófoba se hace necesario emplear microburbujas de aire en micro esferas de vidrio, como regulador de densidad y de la sensibilidad al iniciador. Sus densidades están entre 1,13 y 1,19 g/cm3 y sus velocidades entre 4.800 y 5.200 m/s. El aire contenido en las micro esferas al ser violentamente comprimido (adiabáticamente) por la presión de la onda de choque iniciadora, se inflama, produciendo un efecto denominado de puntos calientes (hot spots), que hacen detonar a la emulsión (equivaliendo a la nitroglicerina de las dinamitas). Sus ventajas son: Ing. Miguel A. Gil
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Alta velocidad y potencia
Excelente resistencia al agua,
Menor sensibilidad en manipuleo
Son inodoras (no producen cefalea).
Ideales para huecos inundados y para roca dura, competente.
Sus desventajas son:
Menor tiempo de vida útil, normalmente seis meses según tipo
Menor capacidad de transmisión en condiciones adversas en el hueco
Su sensibilidad al iniciador y su simpatía son más susceptibles a fallas que en las dinamitas, especialmente cuando ocurre sobrecompresión, efecto canal, detritos en el hueco que aíslan los cartuchos o cuando se inicia la columna con un detonador débil.
Las emulsiones sensibles o explosivos emulsión; son presentadas en cartuchos de papel parafinado, de pequeño diámetro (de 22 mm o más) y en mangas plásticas especiales, de pequeño a mediano diámetro (de 25 mm o más).
Explosivos de seguridad Se denominan explosivos de seguridad o “permisibles”, a aquellos especialmente preparados para su uso en minería de carbón con ambientes inflamables de polvo y grisú, por lo que la formulación de su mezcla está orientada a la producción de explosivos con baja temperatura de explosión. Los explosivos de seguridad están clasificados en dos grupos:
Explosivos de seguridad convencionales: En su composición se encuentra un aditivo que inhibe la explosión, generalmente nitrato de sodio o cloruro de sodio, que de acuerdo a su granulometría, porcentaje de uso, etc., aumenta con mayor o menor intensidad el grado de seguridad frente a atmosferas inflamables.
Explosivo de seguridad reforzada o de intercambio iónico: De más reciente aparición, logran bajar la temperatura de explosión mediante ciertos ingredientes que, en el momento de la detonación forman al elemento inhibidor, en ese mismo instante. Estos explosivos suelen estar constituidos por un pequeño porcentaje de nitroglicerina, un combustible, nitrato de sodio y cloruro de amonio. El nitrato de amonio actúa como oxidante y la reacción del nitrato de sodio produce cloruro de sodio que aporta un gran poder refrigerante, mucho mayor que en los explosivos de seguridad convencionales.
Estos explosivos tienen una potencia media o baja, velocidades de detonación entre 2.000 y 4.500 m/s, densidades entre 1,00 y 1,50 gr/cm3 y una pobre resistencia al agua y la humedad.
Explosivos especiales Se involucra en este grupo a los productos fabricados para un empleo particular, o para uso en condiciones ambientales fuera de las normales. Su composición básica puede ser dinamita, hidrogeles, explosivos moleculares como TNT, mezclas de nitrato de amonio y otros, presentados con envolturas o envases adecuados para su función o aplicación. Estos explosivos son, generalmente utilizados para prospección sísmica, voladura controlada, para voladura secundaria y a otros o cebos reforzadores de TNT- pentolita colados, conos rompedores, cargas dirigidas y otros, con sus propias especificaciones.
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Componentes principales de los explosivos industriales PRODUCTO
OXIDANTES
Sólidos Nitrato de Dinamitas amonio, Otras sales Sólidos ANFO y otros Nitrato de NCN granulares amonio en forma de prills Solido – liquido Nitrato de amonio y otras Hidrogeles sales (slurries)
Emulsiones (dispersión de agua en aceite)
PRODUCTO
Liquido Soluciones de nitrato de amonio y otras sales
COMBUSTIBLES
Sólidos Materiales absorbentes (pulpa de madera, celulosa) Solido – liquido Gasoil, carbón, aluminio Solido – liquido Hidrocarburos, aluminio, sensibilizantes orgánicos, gelatinizantes
Liquido Hidrocarburos, aceites, emulsificantes, parafinas
SENSIBILIZANTES
Liquido Nitroglicerina, nitroglicol
Aire Poros vacios en los prills de nitrato de amonio Solido – liquido Nitrato de monometilamina, mononitrato de etilenglicol, aluminio en polvo y otros gasificantes Gasificantes Microesferas de vidrio conteniendo aire y otros gasificantes
Otras características de los explosivos industriales TAMAÑO DE VELOCIDAD DE ESTADO PARTÍCULA (mm) DETONACIÓN (m/s)
Dinamitas
0,2
Sólido
3.200
ANFO
2,00
Solido
4.000
Hidrogeles (slurries)
0,2
Solido
4.000
Emulsiones
0,001
Liquido
5.000 a 6.000
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CAPITULO 6: SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS Luego de muchas décadas de investigación, se logró establecer el razonamiento lógico por el cual un explosivo fractura una roca mejor que otro. Este razonamiento tiene su base en las propiedades del explosivo. La selección de un explosivo que se usará para una tarea en particular se basa en dos criterios principales: el explosivo debe ser capaz de funcionar segura y confiablemente bajo las condiciones ambientales donde se va a usar y el explosivo debe ser el que resulte más económico para producir los resultados finales deseados. Antes de que el responsable de las voladuras seleccione el explosivo que usará para un trabajo en particular debe determinar que explosivos son adecuados para las condiciones ambientales y las características de operación que se adapten a la economía del proyecto.
USO DE LOS EXPLOSIVOS INDUSTRIALES Mientras la experimentación es necesaria para encontrar el mejor explosivo para cada tipo de roca, puede ser determinado también si las propiedades físicas de la masa rocosa se conocen. A continuación se mencionan algunas de las diferentes aplicaciones que en la industria se da a los explosivos: Minas y canteras: se utilizan en cuatro operaciones básicas: Prospección, exploración, desarrollo, y producción. Se consume una gran cantidad de explosivos para las voladuras de material y su fragmentación, lo cual permite una mejor manipulación, transporte y procesamiento. Construcción: Se les utiliza en excavaciones, limpieza de escombros, corte de acero y demolición de edificaciones y fundaciones. Tiene también una amplia aplicación en construcción de carreteras, corte de taludes, túneles, huecos para posteadura, drenajes, etc. Prospección geofísica: Utilizados en la prospección de gas y petróleo. Consiste en detonar una carga en la superficie o en el interior de un hueco de profundidad conocida, la onda de detonación se propaga en todas direcciones y se va reflejando a medida que atraviesa materiales de diferente densidad y se recogen en instrumentos especiales que permiten determinar las diferentes formaciones o tipos de roca presentes en el área de estudio, de esta manera se ubican los lugares más apropiados para las perforaciones. También se utilizan en la recuperación secundaria de petróleo, haciendo detonar cargas explosivas en los pozos, originándose fracturas para que el petróleo fluya a lugares donde su recuperación se hace posible.
CRITERIOS DE SELECCIÓN Todos los explosivos tienen su aplicación específica de acuerdo al tipo, condiciones, dimensión y motivo de una voladura. Para una correcta selección, se deben considerar una serie de factores que deben analizarse, tales como el precio del explosivo a utilizar, diámetro del barreno, características de la roca, presencia de agua, atmosfera de trabajo y otros para escoger al más adecuado y económico para cada caso.
Precio del explosivo El costo de los explosivos es un criterio de selección muy importante a considerar cuando se trata de seleccionar el explosivo a utilizar en cualquier labor de voladuras. Generalmente se tiende, en principio a seleccionar el más barato con el que se es capaz de realizar un trabajo determinado. Sin embargo, no siempre el más barato representa, en términos de eficiencia el más económico, entendiéndose como económico al que brinde mayor rendimiento por unidad de roca volada eficientemente (kg/m3). No hay que olvidar que el objetivo de las voladuras es realizar el fracturamiento de la roca bajo los parámetros requeridos a un mínimo costo, lo que implica que al seleccionar un explosivo en particular, debemos considerar los efectos que el resultado de las Ing. Miguel A. Gil
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voladuras produce en el resto de las operaciones mineras (labores de perforación, voladuras secundarias, consumo de dientes y cuchillas de los equipos de excavación y carga, utilización de martillos neumáticos para la reducción de bloques, consumo de placas de revestimiento de trituradoras y molinos, consumo de energía, etc.). Para citar un ejemplo sencillo, consideremos la voladura de rocas duras o muy duras, donde los costos de perforación son sumamente elevados, la utilización de un explosivo de alto precio pero de alto poder de fracturamiento, disminuiría la cantidad de huecos o metros a perforar lo que compensaría ampliamente el relativo alto costo del explosivo. Para un diseño geométrico de una voladura, utilizando un diámetro de barreno dado, el menor costo se obtendrá empleando un explosivo que proporcione la potencia requerida al menor costo por metro cubico volado.
Diámetro del barreno Cuando se utilizan explosivos cuya velocidad de detonación varía significativamente cuando se modifica el diámetro de la carga, como el caso de los agentes de voladura secos (ANFO, ANFOAL) y algunos hidrogeles y emulsiones, hay que considerar lo siguiente:
Con barrenos menores a 50 mm es preferible, a pesar del mayor precio, utilizar hidrogeles, emulsiones o dinamitas encartuchados, sensibles al detonador
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Entre 50 y 100 mm de diámetro, el ANFO es adecuado como carga de columna, aumentándole la densidad hasta un 10% con cargadores neumáticos y cebándolo de manera efectiva Por encima de los 100 mm, no existe ningún problema con utilizar ANFO con un cebo efectivo.
En los grandes calibres (mayores a 100 mm) resulta muy económico el uso de los NCN secos, así como los hidrogeles y emulsiones, cargados en el hueco con medios mecánicos e iniciados con reforzadores adecuados.
Características de la roca Las variables más importantes a considerar, para una buena selección, lo constituyen las propiedades geomecánicas del medio rocoso, debido a que los resultados de cualquier voladura, están relacionados directamente con la interacción entre las actividades fisicoquímicas desarrolladas por el explosivo y la roca. Los criterios de selección recomendados para los tipos de roca serían:
Rocas masivas resistentes: En este tipo de rocas, las fracturas y planos de debilidad son muy escasos, por lo que es necesario el uso de explosivos que generen una alta Energía de Tensión, ET, para lo que es necesario explosivos de alta densidad y velocidad de detonación, tales como los hidrogeles, emulsiones y explosivos gelatinosos.
Rocas muy fisuradas: Los explosivos con alta energía de tensión, en este tipo de formación, tiene muy poca efectividad en la fragmentación, porque en la medida que se empiezan a desarrollar las grietas radiales, estas se interrumpen al ser intersectadas por las fracturas preexistentes. Los explosivos recomendados para este caso son los que generan alta Energía de Gases, EB, tales como el ANFO.
Rocas conformadas en bloques: En las formaciones donde las fracturas preexistentes o los planos de debilidad se encuentran con amplias separaciones conformando bloques in situ, la fragmentación está determinada, mas por la geometría de la voladura, que con el explosivo en sí; para este tipo de casos, los explosivos mas recomendados son aquellos con una relación ET/EB bien equilibrada, tales como el ANFOAL y el ANFO pesado.
Rocas porosas: En este caso, nos encontramos con rocas que presentan una gran amortiguación y absorción de la ET, realizándose casi todo el trabajo de fragmentación por la EB; además de seleccionar el explosivo idóneo, que sería aquel con baja densidad y velocidad de detonación, como el ANFO, se recomiendan las siguientes medidas para retener los gases dentro del barreno el mayor tiempo posible: Controlar la longitud de la atacadura y el material utilizado Dimensionar el retiro correctamente Buen cebado en el fondo
Es también interesante para un criterio de selección, tener en cuenta aspectos prácticos como el factor de eficiencia o grado de aprovechamiento de la energía: GRADO DE APROVECHAMIENTO DE LA ENERGÍA DE DIVERSOS EXPLOSIVOS (%) Explosivos moleculares (nitroglicerina, pentrita, TNT y otros)
95 a 100
Emulsiones
90 a 95
ANFO’s pesados bombeables (sobre 60% emulsión)
75 a 90
ANFO’s pesados caída libre (bajo 50% ó 60% emulsión)
65 a 85
Hidrogeles
55 a 70
ANFO
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Presencia de agua Cuando el ANFO se encuentra en un ambiente con más del 10% de humedad, se produce su alteración que impide la detonación de la mezcla explosiva. Cuando los barrenos contienen agua, hay que tomar las siguientes medidas:
Si la presencia de agua es pequeña, se procede a encartuchar el ANFO en mangas de polietileno. La iniciación del mismo se debe hacer de manera axial, o cartucho a cartucho, para garantizar la detonación a lo largo de la columna, por si alguno de los cartuchos se rompe y se humedece la mezcla Si los huecos están llenos de agua, se procede a desaguarlos con una bomba o soplándolos con el equipo de perforación, introduciendo, a continuación, una vaina plástica, de alta densidad, para revestir las paredes del hueco y proceder luego a la carga. Si la entrada de agua al barreno impide el desagüe, se debe utilizar explosivos como los hidrogeles y emulsiones a granel, bombeándolos o vertiéndolos o explosivos gelatinosos o hidrogeles encartuchados
En los casos de poca agua o bombeo viable, la opción del uso de los ANFO’s pesados ha abierto nuevas expectativas en la reducción del costo de las voladuras:
Mezclas con menos del 25% de emulsión: Se utiliza en barrenos secos con diámetros superiores a 100 mm. Mezclas con el 50% de emulsión: Se utiliza en barrenos de más de 200 mm, donde previamente se ha desalojado el agua y se procede a la carga con camiones bombeadores, procediendo desde el fondo hacia arriba Mezclas con hasta un 75% de emulsión: Se utiliza en barrenos con gran cantidad de agua y se utiliza, para la carga de los huecos, camiones bombeadores desde el fondo del barreno hacia arriba.
Es importante insistir en la carga a granel, con manguera, de abajo hacia arriba, debido a que si el explosivo se vierte desde la superficie, al impactar el explosivo con la columna de agua, se produce una desagregación de la mezcla y, en la medida que se llena el barreno, se van presentando pequeñas bolsas de agua atrapadas en la columna del explosivo, afectando el rendimiento de la voladura. La energía por unidad de peso de estas mezclas, disminuye en la medida que aumenta la proporción de emulsión, debido al bajo porcentaje calórico de ésta con respecto al ANFO, sin embargo, por efecto de mayor densidad de la emulsión, la energía por unidad de volumen aumenta hasta llegar a un máximo que se corresponde con una proporción del 50%. Al superar la emulsión esta proporción, empieza a disminuir, ligeramente, la energía por unidad de volumen, de donde se desprende la importancia de elegir un cebo apropiado.
Atmosfera de trabajo El control de las emisiones de gases en la voladura interviene como criterio de selección de explosivos sólo en los trabajos de excavación subterráneos, aunque más que un problema propio de las mezclas explosivas puede ser también un problema de insuficiencia en la ventilación de los frentes de trabajo. La mayoría de los explosivos que se comercian hoy día, están preparados para que tengan un balance de oxigeno que maximice la energía desarrollada y minimice la emisión de gases tóxicos, sin embargo, es inevitable la formación de humos nocivos con contenido de gases nitrosos. Adicionalmente, las fundas de plástico, diámetros de carga inadecuados o iniciación ineficiente, también pueden dar lugar a un elevado volumen de humos nocivos. Los hidrogeles sensibles al detonador, generalmente, producen gases con buenas características, mientras que con los hidrogeles a granel, hay que tomar ciertas precauciones, lo mismo que con el Ing. Miguel A. Gil
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ANFO que produce elevadas concentraciones de gases nitrosos. Los explosivos gelatinosos son generalmente buenos, pero no así las dinamitas con alto contenido de nitrato de amonio. En el caso de las excavaciones que se realizan con atmosferas potencialmente inflamables con grisú o polvo, tanto en las minas de carbón como en otras explotaciones de sulfuros metálicos o en algunas obras públicas, es preciso efectuar un estudio de la atmosfera y entorno próximo a la voladura para tomar la decisión de emplear explosivos de seguridad y/o inhibidores en el material utilizado para la atacadura.
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CAPITULO 7: ACCESORIOS DE VOLADURA Los explosivos utilizados en la industria están diseñados para ser relativamente estables, para su seguridad en el manejo, transporte y almacenamiento; estos no son iniciados fácilmente por la acción de llama, roce, chispa o impacto, debido a que se requiere el impacto de una onda de choque muy potente o una detonación. El buen resultado de un trabajo de voladuras se garantiza en la medida que los accesorios utilizados para detonar las cargas explosivas sean cuidadosamente seleccionados y utilizados de manera apropiada. Paralelamente al desarrollo que han tenido los explosivos en estos últimos años, los accesorios de iniciación, a partir de los años 1940’s, han sufrido una acelerada evolución tecnológica, con la que se ha tratado de alcanzar los siguientes objetivos:
La iniciación efectiva de las últimas generaciones de explosivos, mucho más insensibles y seguros que las dinamitas clásicas El control de los tiempos de iniciación para la mejora de la fragmentación La reducción del nivel de vibraciones, ondas de choque aéreas y proyecciones producidas en las voladuras El cebado puntual, en el fondo o en la cabeza del barreno o el cebado lineal de toda la columna La mayor rapidez y flexibilidad de las operaciones, además de mantener un alto grado de seguridad para el personal e instalaciones
Actualmente estos dispositivos deben cumplir ciertas condiciones para ser aceptados en la industria. Algunas de las más importantes son:
Confiabilidad Mínimo riesgo de encendido prematuro Fáciles y simples de conectar Alta calidad Adaptado a los explosivos disponibles en el mercado, máquinas explosoras, otros accesorios, etc. Adaptados a los requerimientos del mercado según el tipo de trabajo, profundidad de los huecos, condiciones del ambiente, etc.
A estos dispositivos o artificios se les denomina “accesorios de voladura” y se clasifican en dos grupos:
Dispositivos no eléctricos para la iniciación Dispositivos eléctricos para la iniciación
DISPOSITIVOS NO ELÉCTRICOS PARA LA INICIACIÓN Detonador corriente (o fulminante) Está constituido por un casquillo cilíndrico de aluminio, cerrado por un extremo, conteniendo en su interior una carga base con un alto explosivo secundario en el fondo del casquillo (generalmente PETN), una carga primaria, compuesta por un alto explosivo primario (generalmente azida de plomo), encima y en contacto con la carga base y encima de la carga primaria se encuentra una fina capa de una mezcla deflagrante, muy sensible a la chispa. El extremo abierto del casquillo sirve para alojar la mecha de seguridad, que lleva la chispa hasta la carga deflagrante.
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La carga deflagrante se inicia por efecto de la chispa generada por la mecha de seguridad, proporcionando el calor suficiente para detonar la carga primaria, haciendo detonar, ésta a su vez, la carga base, generando la energía necesaria para iniciar las cargas explosivas sensibles al detonador. La designación comercial de la potencia de los detonadores viene dada por los números 6 (potencia equivalente a la de un detonador con 1 gr de una mezcla formada por 20% de clorato de potasio y 80% de fulminato de mercurio) y 8 (potencia equivalente a la de un detonador con 2 gr de la misma mezcla). Características de los Detonadores Corrientes Diám Largo Carga Primaria Carga base Potencia (mm) (mm) (gr) (gr) N° 6
6,5
35
0,25
0,5
N° 8
6,5
45
0,30
1,2
Para una normal iniciación de la mayoría de los explosivos, el detonador estándar No. 6 es suficientemente potente. El No. 8 suministra una cantidad adicional de energía. Comercialmente, para todos los trabajos de voladura, se suministra el detonador N° 8 de casquillo de aluminio.
Mecha de Seguridad Es el accesorio de voladura más antiguo que se conoce, es un accesorio lineal flexible con núcleo de pólvora negra, forrado con material textil y cobertura plástica impermeable, que transmite por su interior a una llama controlada. Constituye el medio utilizado para transmitir esa llama, en forma de Ing. Miguel A. Gil
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chorro, de manera continua y a velocidad uniforme desde el punto de inicio hasta el detonador, generando gran cantidad de calor y humo. El diseño de la construcción de la mecha de seguridad, en forma de un cordón con un núcleo de pólvora encerrado en varias capas de materiales textiles, plásticos, cera y asfalto le proporciona: Protección a la pólvora de agentes externos que pudiesen afectar su rata de quemado o su sensibilidad. Protege el núcleo de daños mecánicos. Minimiza la oportunidad de escape de chispas antes de alcanzar la carga del detonador. Previene la intercomunicación de chispas entre mechas que se encuentren adyacentes. Características técnicas de la mecha de seguridad Núcleo de pólvora (g/m) 4,70 a 6,80 Velocidad de quemado s.n.m. (s/m)
130 a 165
Longitud de chispa s.n.m (mm)
20 a 50
Diámetro externo (mm)
5,1 +0,1
Peso por metro lineal (g/m)
21 a 28,5
Recubrimiento externo
Plástico, cera
Dispersión (%)
10
La velocidad de quemado de la mecha se presenta muy dispersa, debido a que cada fabricante prepara sus propias mezclas y le adiciona las sustancias que considera conveniente para dotarla de características particulares, siendo una medida estándar para las casas fabricantes norteamericanas 131 s/m (120 s/yd), en Europa es normal el uso de la medida de los fabricantes suecos, de 120 s/m, en Latinoamérica, los fabricantes normalmente ofrecen mechas de 90 y 145 s/m. Debido a esta diversidad de criterios y la posible variación de la velocidad en función del clima, altura, tiempo de almacenamiento, mal manejo, etc. se recomienda, antes de realizar la voladura, realizar la medición exacta del tiempo que demora en quemarse un metro de la mecha a utilizar, considerando siempre una variación, a este tiempo, de un 10%.
Cordón de ignición y conector La mecha de seguridad puede ser encendida de manera eficiente y segura con la combinación de mecha de ignición y conectores. Este sistema permite el encendido de múltiples cargas cebadas con mecha de seguridad y detonador, con un simple encendido, sin necesidad de trabajar con mechas de diferentes longitudes y encendido manual independiente. Cordón de ignición: es un pequeño cordón flexible, con una cubierta de algodón contentiva de una masa pirotécnica que quema progresivamente y con una llama abierta, corta y muy caliente; para usos en canteras, donde el manejo suele ser agresivo, el cordón de Ing. Miguel A. Gil
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ignición posee una cubierta de material plástico que lo protege del roce, mal manejo y humedad. Este accesorio es comercializado presentando tres niveles de velocidad: el llamado de alta velocidad, que quema a una rata entre 9 y 15 s/m; el de velocidad media, que quema a 30 s/m y es el más utilizado en las distintas operaciones de voladura y el de baja velocidad que quema entre 50 y 60 s/m. Conector de cordón de ignición: consiste en un casquillo de aluminio para conectar el cordón de ignición de la mecha de seguridad. Interiormente posee una carga pirotécnica resistente a la humedad que transmite el fuego desde el cordón de ignición hasta la mecha de seguridad. Es muy similar al detonador corriente, diferenciándose que el conector posee, paralela y cercana a la base, una ranura de unos 2 mm, que sirve para insertar el cordón de ignición, pudiéndose mantener sujeto al aplicar una leve presión a la pestaña metálica encima de la ranura.
Cordón Detonante Es un accesorio no eléctrico para voladuras, de alta velocidad de detonación, facilidad de manejo y gran seguridad. Está constituido por un núcleo de pentrita (PETN), el cual está recubierto con fibras sintéticas y forrado con un material plástico o cera. En el caso de los cordones reforzados, se utiliza adicionalmente hilos y resinas parafinadas para dotar al producto de una mayor resistencia a la abrasión y tracción. El diseño de la construcción del cordón detonante, en forma de un cordón con un núcleo de Pentrita encerrado en varias capas de materiales textiles y plásticos o cera, le proporciona:
Alta resistencia a la tensión Flexibilidad Resistencia a la abrasión Resistencia a cortes accidentales Resistencia a la penetración de agua y aceite. Protección contra calor y frío extremo
El cordón detonante normalmente es identificado por la cantidad de explosivos que contiene por unidad de medida lineal, en las voladuras a cielo abierto, los cordones generalmente utilizados tienen cargas aproximadas de 5,3 a 12,87 g/m., aunque se fabrican en calibres de hasta 70 g/m, para usos especiales.
Es utilizado normalmente para iniciar las voladuras a cielo abierto, cebar huecos de voladura y transmitir la detonación desde un detonador corriente a otro cordón o a un hueco cargado de Ing. Miguel A. Gil
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explosivos. Cuando el cordón detonante es encendido, detona a lo largo de toda su longitud a una velocidad aproximada de 6.700 m/s, éste iniciará cualquier número de cordones que hayan sido anudados a él, así como a cualquier explosivo que sea sensible al detonador corriente y que esté en contacto con él. El cordón no detona por fricción, golpe u otro agente similar, lo cual lo hace seguro cuando es usado para la carga y cebado de los explosivos, sin embargo, es lo suficientemente sensible para ser iniciado por un detonador N° 6.
Conectores de Retardo para cordón detonante Este tipo de accesorio se desarrolló para proporcionar un método de voladuras retardadas, que se conectan a las líneas troncales de los cordones detonantes, en los lugares adecuados para satisfacer las necesidades de la voladura, pudiéndose, por lo tanto, programar previamente, el movimiento de material a volar. Consisten en un tubo de aluminio, sellado por ambos lados, conteniendo cargas explosivas primarias en cada uno de sus extremos, y en el centro de ambas, una masa explosiva de menor velocidad que el cordón detonante y que sirve para retardar el paso de la onda de detonación de un tramo del cordón al siguiente. Su disposición simétrica es de tal forma que al ser detonado se obtengan los mismos resultados por cualquiera de los extremos que sea iniciado. Actualmente, se ha desarrollado un nuevo tipo de conector, donde el tubo de aluminio con carga de retardo, ha sido sustituido por un tubo de choque, con pequeños detonadores de retardo en sus extremos.
Los conectores de retardo, para cordón detonante, comercialmente, son de tres tipos:
De casquillo metálico: El tubo de aluminio, sellado, con la carga de retardo, está contenido en el centro de otro tubo de aluminio, abierto por ambos extremos, de manera de insertar en cada uno de ellos las puntas del cordón detonante a retardar y posteriormente fijarlos con un alicate de voladuras o una encapsuladora. Comercialmente se pueden obtener, previamente ensamblados a dos trozos de cordón, conectados en cada extremo, que serán amarrados a las puntas de la línea a retardar. Estos dispositivos están disponibles en los intervalos de tiempo, 5, 9, 17, 25 y 50 ms.
De cubierta plástica: Estos retardos presentan externamente una cobertura plástica con espacios en ambos extremos para la introducción del cordón detonante, permitiendo así conectar las líneas cómodamente. Los extremos del cordón insertados en el espacio destinado para tal fin se aseguran con un par de pines plásticos. Estos dispositivos están disponibles en los intervalos de tiempo, 17, 25, 35, 42, 50, 75 y 100 ms.
De tubo de choque bidireccionales: Es un detonador bidireccional compuesto por un tubo de choque que lleva en ambos extremos un detonador de igual tiempo de retardo, ensamblado en un conector plástico que permite fijar en forma rápida y sencilla a la línea de cordón detonante. Estos dispositivos están disponibles en los intervalos de tiempo, 9, 17, 25, 35, 42, 50, 75, 100, 130,200 y 300 ms. Estos detonadores están compuestos principalmente por 3 elementos: Ing. Miguel A. Gil
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Detonadores de retardo, de potencia #10, en ambos extremos, ensamblados en el interior de un dispositivo diseñado para conectar e iniciar en forma rápida y segura un cordón detonante. Tubo de choque, que transmite una onda de detonación de baja energía a los detonadores de retardo. Etiqueta, elemento que indica el tiempo de retardo. Estos dispositivos están diseñados para trabajar indistintamente en las dos direcciones, puesto que el cordón detonante está en contacto con ambos extremos del mismo, utilizándose para retardar la iniciación de los huecos dando secuencia a la formación de las caras libres, colocándose en las líneas troncales de cordón detonante de las redes de voladuras en minería a cielo abierto, canteras y cualquier trabajo de remoción de rocas. Su operatividad es sumamente fácil y rápida. La selección adecuada de los retardos da como resultado una mejor fragmentación y mínima proyección del material volado; además proporciona un mejor control de rotura hacia atrás en la última fila y de los niveles de vibración del área circundante. Su característica de no eléctrico hace que pueda ser usado en cualquier condición de terreno y tiempo, sin los riesgos de una iniciación prematura. La variedad en los períodos de retardo permite utilizarlos en filas o individualmente en cada hueco.
Reforzadores (Boosters) Es un moderno explosivo que provee un alto poder de iniciación en un amplio rango de aplicaciones. Ha sido desarrollado en base a PETN y TNT como materias primas, lo que le confiere la capacidad de ser un explosivo estable y excelente iniciador de cargas poco sensibles o insensibles. Es un explosivo potente de alta densidad, velocidad y presión de detonación, por lo que la columna explosiva que será activada con éste, maximizará su desarrollo energético, lo cual redundará favorablemente en el resultado de la voladura. Se le conoce también como "primer", "cebo" o "Cast Booster".
Son utilizados para iniciar explosivos insensibles o agentes de voladura de tipo slurries, ANFO y nitrocarbonitratos, donde un detonador o un cordón detonante no los activa. Estos se usan en la voladura de huecos de diferentes diámetros en las minas a cielo abierto, canteras y eventualmente en minería de subsuelo. Son explosivos de alta energía y gran seguridad. Se utilizan para aumentar la intensidad de la explosión producida por los detonadores o el cordón detonante y poder hacer detonar con eficiencia aquellos explosivos no sensibles a los detonadores. Ing. Miguel A. Gil
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Características técnicas de los reforzadores comúnmente usados en voladuras civiles 150 g 225 g 450 g 900 g TIPOS (1/3 lb) (1/2 lb) (1 lb) (2 lb) Diámetro (mm)
37,0
45,0
61,2
84,0
Altura (mm)
106
106
106
106
7.300
7.300
7.300
7.300
1,60
1,60
1,60
1,60
Si
Si
Si
Si
Volumen de gases (lt/kg)
612
612
612
612
Potencia en peso (Equiv. ANFO)
1,28
1,28
1,28
1,28
Potencia en volumen (Equiv. ANFO)
2,75
2,75
2,75
2,75
Det. #8 CD - 10 g/m
Det. #8 CD - 10 g/m
Det. #8 CD - 10 g/m
Det. #8 CD - 10 g/m
Excelente
Excelente
Excelente
Excelente
Velocidad de detonación (m/s) 3
Densidad (g/cm ) Sensibilidad al CD de 5, 8 y 10 g/m
Iniciador mínimo recomendado Resistencia al agua
Los reforzadores son sensibles a la detonación de un detonador N° 6, o lo que es lo mismo, a cualquier cordón detonante con carga mayor a 5 g/m. Se presentan en envases de plástico o cartón, en forma de tubo, conteniendo una mezcla de TNT y PETN, ya sea como mezcla fundida o en polvo prensada, presenta en su parte central dos perforaciones paralelas y a lo largo de todo el envase, que se utiliza para alojar el detonador o hacer pasar un cordón detonante, amarrándolo al mismo.
Detonador no eléctrico (Nonel) El sistema de iniciación por detonador no eléctrico se basa en una onda de choque de baja velocidad de detonación, que es canalizada a través de un tubo de plástico, denominado “Tubo de Transmisión”, hasta el detonador. Ofrece una ilimitada combinación de tiempos de retardo y pueden utilizarse con todo tipo de explosivos y voladuras.
El detonador no eléctrico de retardo está constituido por dos componentes:
Tubo de transmisión: Consiste en un tubo de plástico laminado de unos 3 mm de diámetro y una resistencia a la tracción de unos 20 Kg, que consta de dos capas, conteniendo en la pared de contacto entre las dos capas, una fina película de una sustancia reactiva (14,5 mg/m de HMX-Al). Este tubo, una vez iniciado, conduce una onda de detonación de baja energía a una velocidad de 2.000 m/s, que no tiene ningún efecto sobre la columna explosiva adyacente a él, permitiendo solamente la iniciación al Ing. Miguel A. Gil
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detonador al que está conectado (la cantidad de sustancia reactiva contenida en él, es tan pequeña que la superficie exterior del tubo queda intacta durante el paso de la onda de choque). Este tubo, por su naturaleza no eléctrica, no puede ser iniciado por ondas de radiofrecuencia, electricidad estática, corrientes erráticas, llama, fricción o impactos, comunes en la actividad de carga de las voladuras.
Detonador: El detonador no eléctrico se compone de un casquillo de aluminio que contiene en su interior los siguientes componentes: una carga base de pentrita (con potencia equivalente a un detonador igual o mayor al #8), con suficiente energía para iniciar los explosivos sensibles al detonador; una carga primaria de azida de plomo, para iniciar la carga primaria; una capsula metálica conteniendo el elemento de retardo; un sistema amortiguador de onda de detonación (DIB), que distribuye la energía proveniente del tubo de transmisión a toda la superficie del elemento de retardo y un tapón de goma o manguera semiconductora, que sirve como elemento de enganche del tubo, ofrece hermeticidad al sistema y proporciona conductividad para la electricidad estática del tubo a las paredes delo detonador.
La iniciación se realiza por una onda de choque generada por la sustancia reactiva contenida en el interior del tubo plástico, la cual inicia la carga de baja velocidad que actúa como un elemento de retardo, no permitiendo la iniciación del detonador sino después de un intervalo de tiempo predeterminado. Los detonadores no eléctricos tipo NONEL se fabrican en dos series de productos, los detonadores tipo MS y los detonadores tipo LP.
Detonadores tipo MS: Constituye la llamada “serie milisegundos” y están diseñados para utilizarse en cualquier tipo de voladuras de superficie. Presentan incrementos de tiempo de 25 ms entre números consecutivos del 1 al 30 y están disponibles en una amplia gama de longitudes, desde 2,4 m (también se dispone de un detonador instantáneo, tiempo 0). Todas las unidades incluyen es un extremo un “conector J” para facilitar las conexiones de la línea troncal de superficie, de cordón detonante.
Detonadores tipo LP: Constituye la llamada “serie de largo período” y están diseñados para utilizarse en trabajos de avance en galerías de minas y túneles. Los tiempos de retardo son mucho mayores que los de la serie MS, permitiendo, por lo tanto, el tiempo de movimiento de loa roca y crear una cara libre para su esponjamiento. Todas las unidades incluyen es un extremo un “conector J” para facilitar las conexiones con la línea maestra de cordón detonante de bajo gramaje.
cualquier tipo de voladuras de superficie. Presentan incrementos de tiempo de 25 ms entre números consecutivos del 1 al 30 y están disponibles en una amplia gama de longitudes, desde 2,4 m (también se dispone de un detonador instantáneo, tiempo 0). Todas las unidades incluyen es un extremo un “conector J” para facilitar las conexiones de la línea troncal de superficie.
Este sistema fue Diseñado por Per Anders Persson y registrado en 1960 por la Empresa sueca Nitro Nobel. Es conocido en el mundo entero como NONEL®
DISPOSITIVOS ELÉCTRICOS PARA LA INICIACIÓN Detonadores eléctricos El detonador más ampliamente utilizado en el mundo, antes de la aparición del sistema NONEL, es el detonador eléctrico, con la cantidad de energía apropiada y un buen diseño del circuito de voladura, grandes cantidades de detonadores eléctricos pueden ser detonados. De acuerdo con el tiempo transcurrido entre el momento en que se suministra la energía eléctrica hasta el instante en que se produce la detonación, los detonadores eléctricos se clasifican en: Ing. Miguel A. Gil
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Detonadores instantáneos Detonadores de retardo
Detonador eléctrico instantáneo: El detonador eléctrico está constituido por un casquillo cilíndrico, de aluminio o cobre, conteniendo una disposición de cargas similar a la del detonador corriente, de potencia #8. Este casquillo tiene en su interior una cabeza fusible, en forma de pastilla, constituida por un puente de alambre, sumergido en una masa pirotécnica. Este puente de alambre, a su vez, está conectado por dos cables metálicos, que salen al exterior del detonador y se utilizan para hacer las conexiones externas del mismo. En la entrada del casquillo, está dispuesto un tapón de neopreno, fuertemente fijado al cuello del mismo, el cual mantiene el paralelismo de los cables del interior, su separación para evitar que hagan contacto y además mantiene los elementos internos firmes, totalmente herméticos y aislados que impide la entrada de agua o cualquier otra sustancia. Cuando una cantidad suficiente de energía eléctrica pasa a través del sistema, el puente de alambre se calienta fuertemente, encendiendo la carga pirotécnica de la cabeza fusible y, ésta a su vez, hace detonar las cargas. En el caso de uso en minas subterráneas de carbón, estos accesorios se fabrican con casquillos de cobre y alambres de acero, lo cual permite su separación magnética del mineral volado. Detonador eléctrico de retardo: Para los trabajos e voladura donde se requiere el uso de retardadores, de manera de proporcionar la secuencialidad de disparo, de acuerdo al plan preestablecido, se utilizan los detonadores de retardo. Los detonadores de retardo son de estructura igual a los detonadores eléctricos instantáneos, con la diferencia que entre la cabeza fusible y la carga primaria del mismo se intercala un elemento de retardo. El elemento de retardo no permite que después de haberse encendido la cabeza fusible detone la carga, sino después de un intervalo de tiempo predeterminado. Cables: Los cables de los detonadores eléctricos son sólidos conductores fabricados con alambres de acero estañado o cobre estañado, cubiertos por un forro plástico aislante. El cable de alambre de cobre es el más ampliamente utilizado debido a que poseen la mejor conductividad eléctrica. Generalmente se suministran los detonadores con cables de 2, 4, 6 y 10 m de longitud, que aunque estas son las medidas estándar de los mismos, el fabricante puede proveerlos en longitudes distintas, según sea el requerimiento. La cubierta plástica de los alambres provee una combinación de aislamiento, resistencia a la abrasión y flexibilidad. El color de esta cubierta, brillante y muy visible, constituye el código de identificación de los detonadores, diferenciando los tipos y características de los mismos. Cada fabricante establece sus propios códigos de colores. Los fabricantes de detonadores eléctricos acostumbran colocar etiquetas a los cables (en algunos casos pequeñas placas metálicas), fijadas cerca del extremo de uno de ellos, las cuales tienen impreso un número que identifica el tiempo de iniciación, de acuerdo a las tablas que los mismos fabricantes proveen. Los extremos libres de los Ing. Miguel A. Gil
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cables se conectan, creando un cortocircuito de manera de evitar que entre en el sistema cualquier electricidad estática o errática que se encuentre en el ambiente y pueda ser causa de una iniciación prematura. Los detonadores eléctricos de retardo son fabricados en dos escalas de tiempo:
Detonadores de medio retardo: Detonadores con intervalo de tiempo entre 200 y 500 ms entre los sucesivos números de retardo. Este detonador es utilizado, generalmente, en trabajos de avance de túneles y poco utilizado en voladuras de superficie.
Detonadores de micro retardo (ms): Los detonadores eléctricos ms son los más ampliamente utilizados en voladuras de minas a cielo abierto, canteras, y proyectos de construcción. También son utilizados en minería subterránea en voladuras de múltiples cargas. Estos detonadores tienen un intervalo de tiempo entre los sucesivos números de retardo de 25 ms.
Para citar un ejemplo, la empresa Du-Pont, de los Estados Unidos, ofrece una tabla de características de sus detonadores eléctricos de micro retardo como sigue: Clasificación de los detonadores de micro retardo Du-Pont Color de Numero Numero Retardo Retardo Color de la la del del retardo (ms) (ms) etiqueta etiqueta retardo 1
25
Negro
11
350
Blanco
2
50
Rojo
12
400
Blanco
3
75
Azul
13
450
Blanco
4
100
Lila
14
500
Blanco
5
125
Verde
15
600
Blanco
6
150
Naranja
16
700
Blanco
7
175
Blanco
17
800
Blanco
8
200
Oliva
18
900
Blanco
9
250
Marrón
19
1.000
Blanco
10
300
carne
OTROS ACCESORIOS Este tipo de accesorios o elementos han sido diseñados para servir repetidamente en las operaciones de voladuras. Entre los más importantes podemos enumerar:
Pinzas multiusos Pinzas parecidas a un alicate, que se utilizan para ensamblar el detonador corriente a la mecha de seguridad de una manera firme e impermeable. La versatilidad de esta herramienta es grande, porque además de utilizarse para ensamblar detonadores, se emplea para cortar mechas y/o cordón detonante y empalmar conectores de retardo al cordón detonante. Una de sus patas tiene forma de punzón, que se utiliza para perforar los cartuchos de explosivo para el cebado y la otra, de palanca, terminada en punta tipo pala para abrir cajas o utilizarla como destornillador. Ing. Miguel A. Gil
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Estas pinzas están construidas por una aleación metálica de alta resistencia y que no produce chispa por el roce, fricción o choque, lo cual contribuye a minimizar el peligro de explosión accidental.
Ensambladoras de mesa Maquinas de ensamblado de detonadores o empalme de dispositivos de retardo, que consiste en un sistema de mandriles concéntricos, accionados manualmente por un mango que de acuerdo a la dirección del movimiento que se aplica, libera o aprieta. El apretado por este mecanismo es doble, lo cual lo hace muy firme y seguro.
Máquinas explosoras Fueron desarrolladas especialmente para proveer la energía eléctrica necesaria para accionar un número máximo de detonadores eléctricos conectados en serie, paralelo o serie-paralelo.
Disparador magnético de empuje: Consiste en una dinamo donde el inducido es rotado por la acción descendiente de una cremallera. Este tipo de máquina fue la precursora de los disparadores eléctricos de voladuras y fue utilizada hasta hace pocos años. Máquinas Explosoras de condensador: Emplean baterías secas o son cargadas eléctricamente por el accionar de una manivela y son del tipo de descarga de condensador desde donde se descarga instantáneamente al circuito de voladura. Disparador magnético de torsión: Consiste en un envase sellado conteniendo un pequeño inducido que puede rotar entre los polos de un par de imanes permanentes. Este inducido es movido por medio de un engranaje que a su vez es accionado-con un manipulador de disparo.
Probadores de circuito La comprobación de detonadores y circuitos sólo puede ser realizada con instrumentos adecuados para ese fin específico, entre ellos encontramos: probadores de circuitos, medidores de aislamiento, ohmímetros, comprobadores de puesta a tierra.
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Estos instrumentos están diseñados de tal forma que no existe riesgo de ignición prematura por ignición durante su utilización. Además de los ya citados, en la industria encontramos otros accesorios utilizados en operaciones de voladuras tales como atacadores, cargadoras neumáticas, pararrayos para voladuras, cables de disparo, embudos para la descarga de explosivos a granel, instrumentos para medir la longitud de los huecos, tapones para la atacadura, elementos centralizadores de carga, conectores para cordón detonante y detonadores eléctricos, etc.
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CAPITULO 8: TÉCNICAS DE CEBADO Y CARGA En los últimos años las técnicas de cebado se han hecho cada vez más sofisticadas con la introducción de los agentes de voladura o explosivos no sensibles al detonador, tales como el ANFO y sus derivados, los hidrogeles y las emulsiones. Un inadecuado cebado de explosivos proporciona fallas al detonar o no permite que el explosivo libere completamente su energía. El cebo (primer), es una porción de la carga explosiva que consiste en un cartucho o envase de explosivos con un detonador o cordón detonante insertado en su interior, con el propósito de iniciar la carga principal. El cebo debe estar constituido, por un explosivo sensible a la acción de un detonador y que proporcione un manejo seguro y práctico. Para obtener la mayor eficiencia en la detonación de las cargas explosivas, el cebo debe tener suficiente presión de detonación, como una función de la velocidad y la densidad del mismo, para desarrollar una completa reacción de detonación. Cuando se usan agentes de voladura, es muy importante que el cebo sea calculado adecuadamente en calidad y cantidad. Comparando el costo total de la voladura respecto al costo del cebado, éste constituye un incremento poco significativo, obteniéndose, sin embargo, un rendimiento mayor de las cargas iniciadas por él. Para aprovechar al máximo el efecto de impacto puntual que proporciona el detonador, éste debe colocarse dentro de la masa del cartucho, con su carga iniciadora orientada hacia la mayor longitud de la columna explosiva. Todo cebo es un explosivo activado dispuesto a detonar por cualquier incentivo (fuego, golpe, maltrato, etc.) por lo que debe ser tratado con el máximo cuidado, tanto al transportarlo, como al introducirlo en el hueco.
PROPIEDADES DEL CEBADO Todo explosivo sensible y agente de voladura, requiere de un mínimo primer para iniciarse con su mayor régimen de velocidad y presión de detonación, que garanticen una detonación autosostenida. Con una energía menor que la requerida el explosivo saldrá a bajo régimen, o podría no iniciarse. Al cebar los agentes de voladura, el primer debe tener un diámetro cercano al diámetro del barreno y por razones geométricas su longitud deberá ser igual o mayor que su diámetro, por lo menos dos diámetros, para asegurar que en el primer se pueda formar una onda plana de presión estable. La efectividad de un buen sistema de cebado es determinada por la presión de detonación, liberación de energía, su resistencia al agua y humedad y su diámetro.
Presión de detonación: es una función de la velocidad y la densidad, que puede ser calculada fácilmente por la fórmula:
Donde: P = presión de detonación en kilobares = densidad (gr/cm3) V = velocidad de detonación (m/s). Es obvia, la importancia que tiene la velocidad de detonación como factor dominante de la efectividad de un cebo. Un principio básico de un adecuado cebado es que la presión de detonación del cebo debe exceder la presión de detonación del explosivo receptor. La cantidad de energía y calor adicional son necesarias para lograr que el explosivo receptor alcance las máximas velocidades que se puedan obtener de acuerdo a la termodinámica de su composición química y por consiguiente lograr la mayor eficiencia del mismo. El tiempo para alcanzar una buena velocidad de detonación, con un cebado inadecuado, es relativamente baja, lo que se traduce en un pobre comportamiento en el trabajo de fracturamiento. Ing. Miguel A. Gil
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Energía: Un debo debe liberar suficiente energía para iniciar la reacción de detonación de la carga principal y sostenerla hasta que el explosivo receptor produzca su propia energía de soporte de la reacción de detonación por sí mismo. La energía del cebo depende de su densidad energética (energía por volumen) y su tamaño, como la diferencia entre el diámetro del cebo y la del barreno suele ser grande, la presión de detonación y la densidad energética del cebo debe ser incrementada para garantizar una adecuada iniciación. Si la diferencia entre los diámetros es muy grande, el cebado puede ser insuficiente, por lo que el diámetro del cebo debe incrementarse.
Resistencia al agua: La resistencia al agua del cebo debe ser mayor a la del explosivo receptor la mayoría de los explosivos diseñados como cebos, cumplen con un elevado estándar de resistencia.
Diámetro: En los agentes de voladura el diámetro tiene estrecha relación con su velocidad estable de detonación. Así, en el caso del ANFO convencional tenemos los siguientes valores aproximados: Diámetro del hueco (mm)
VOD (m/s)
89
3.700
102
3.800
152
4.200
270
4.400
De donde se deduce la importancia de darle el mayor diámetro posible al primer, o combinarlo con una carga potente adicional reforzadora, que se denomina “booster”.
ENSAMBLADO DEL CEBO El cebado puede ser clasificado en dos tipos principales:
Cebado con carga moldeada (reforzador, booster) Cebado con explosivo encartuchado (hidrogel, dinamita, emulsión)
Cada una de estas formas de cebado satisface los requerimientos para proporcionar presión, energía, velocidad, tamaño, costo o conveniencia y cada uno de ellas requiere de una técnica de ensamblado específica para cada tipo de booster y el iniciador a utilizar. Sin embargo, ciertos procedimientos son comunes:
Asegurar fuertemente el detonador o cordón detonante, de manera que éstos no puedan ser extraídos del cartucho de cebo o recipiente Colocar el detonador o el cordón detonante en la más segura y efectiva posición dentro del cartucho. Generalmente cerca del centro Evitar daños por halado, torceduras o abrasión a los cables, tubos de los detonadores o cordón detonante Seleccionar un cebo con adecuada resistencia al agua Desarrollar un sistema que permita que el cebo pueda ser cargado de manera fácil, segura y en la deseada posición dentro de la carga
Cebo con carga moldeada (reforzador, booster) Están disponibles en varios tamaños, todos ellos ensamblados de la misma manera. Ellas pueden ser iniciadas por los cordones detonantes que se utilizan como línea descendente ( 10 g/m) o un detonador eléctrico o no eléctrico. Ing. Miguel A. Gil
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Preparación de cebo con un booster y un detonador eléctrico
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Preparación de cebo con un booster y un detonador NONEL
Preparación del cebo con booster y cordón detonante
Los detonadores deben ser colocados dentro de uno de los agujeros paralelos que tiene el booster a todo lo largo de su estructura, cuidando que quede a la mitad de la altura de la carga conformada. Algunos fabricantes diseñan sus boosters con uno de los agujeros “ciego” o con una reducción gradual del diámetro, de manera que el detonador tenga una posición de colocación ya predeterminada. El cordón detonante se introduce a través del booster y se amarra en el extremo, de manera que no se pueda salir, en este caso no hay problema de posición porque el cordón provee una distribución de carga a lo largo de todo el canal.
Cebo con explosivos encartuchados La preparación del cebo con hidrogeles, emulsiones y dinamitas, puede ser de varias maneras:
Cebado para explosivos en cartuchos rígidos: dinamitas, hidrogeles y emulsiones sensibles de pequeño diámetro.
Cebado para explosivos contenidos en mangas de polietileno: hidrogeles y emulsiones sensibles.
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El detonador no eléctrico de retardo (NONEL) es iniciado por un tubo plástico que no debe ser doblado, torcido o plegado dentro o fuera del hueco.
UBICACIÓN DEL CEBO El cebado es más efectivo cuando es colocado, de manera que la onda de detonación del detonador y la carga del cebo viaje a través del explosivo a ser iniciado en la dirección en la cual su onda de detonación se mueve. Esto es llamado “cebado direccional”, por lo tanto, lo mejor es colocar el detonador dentro del cebo apuntando hacia el resto del mayor volumen de la carga. Al colocar el cartucho cebado en el fondo del hueco con el detonador apuntando hacia el cuello del barreno y el resto de la carga, es conocido como cebado indirecto. Por otro lado, cuando el cebo es colocado cerca del cuello del barreno con el detonador apuntando hacia el fondo del hueco, es conocido como cebado directo.
El cebado directo debe estar restringido al uso de detonadores instantáneos o retardos rápidos debido a que en el momento de la voladura, puede ocurrir que se empiece a mover la masa rocosa antes de detonar el resto de la carga, lo que trae como consecuencia que se corta la columna de explosivo contenida en él y se produce la falla del hueco. En el caso de los huecos de gran diámetro, este problema se minimiza debido a que la distancia entre los huecos es mucho más grande. Dos ejemplos de cebado directo son: los circuitos de voladura cargados con hidrogeles iniciados desde el cuello del hueco por cordón detonante y las voladuras a cielo abierto usando cebado múltiple con líneas descendentes de cordón detonante. El cebado directo debe ser utilizado solamente en los casos donde por razones de seguridad no es recomendable el cebado indirecto. El cebado indirecto es ampliamente usado debido a:
Reduce la posibilidad de falla del hueco por interrupción de la columna explosiva al moverse la masa rocosa Reduce la posibilidad de cartuchos no detonados in el fondo del hueco Asegura la detonación en la parte baja del hueco Generalmente produce un mejor movimiento de la masa rocosa
El cebado indirecto debe ser usado en patrones con distancia corta entre los huecos y uso de retardos.
Cebado en el fondo El cebado en el fondo del barreno es ampliamente utilizado porque es el método que ofrece un mejor aprovechamiento de la energía del explosivo, la detonación viaja desde el fondo hacia el cuello del barreno, mientras que los gases generados son confinados dentro de la estructura Ing. Miguel A. Gil
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rocosa, en el fondo, por unos pocos milisegundos (3 a 5 ms), lo que es suficiente para que se genere una gran presión que comienza a desplazar la roca ya fracturada, hasta que la detonación llega al cuello y la atacadura es desplazada, permitiendo su escape y comenzando la caída de presión, por lo que se consigue una mayor fragmentación y esponjamiento, así como un menor nivel de vibraciones, resultando un incremento en la fragmentación y desplazamiento de la roca con disminución de las proyecciones. La ubicación del cebo debe estar sobre la proyección horizontal del pie del banco, y no en el fondo del barreno, para garantizar que en ese punto se genere la máxima tensión y así obtener el máximo rendimiento de la energía generada. En el caso de voladuras sin sobreperforación, el cebo debe situarse tan bajo como sea posible, pero nunca sobre la superficie del fondo del hueco, recomendándose que se coloque a una distancia de aproximadamente 4 veces la medida del diámetro del mismo. El cebado en el fondo tiene una menor posibilidad de fallos, sin embargo, como los fallos se producen por el corte del cordón detonante por el movimiento del terreno, se recomienda utilizar la menor diferencia en los tiempos de retardo entre hileras de una voladura secuencial.
Cebado en el cuello En las voladuras donde se utiliza el cebado en el cuello, la onda de detonación se propaga desde arriba hasta la zona de la sobreperforación, disipándose. Cuando la detonación llega al nivel del piso, la presión de los gases cae rápidamente desde su valor más alto, debido al escape de estos hacia la zona de menor presión, produciéndose en el fondo una mala fragmentación de la roca, poco desplazamiento de la roca del pie y una mayor probabilidad de proyecciones de roca de la parte superior del banco. El escape prematuro de los gases se puede minimizar con una longitud adecuada de la atacadura y colocando el cebo a una distancia no menor de ¼ del valor del retiro por debajo de ella.
Cebado múltiple Cuando se usan explosivos de relativa insensibilidad, tal como el ANFO, hidrogeles y emulsiones (agentes de voladura), el cebado múltiple debe ser considerado de acuerdo a:
Asegurar la detonación completa de la columna de explosivos del barreno Minimizar el cortado de la columna de explosivos por efecto del movimiento de la masa rocosa Iniciar rápidamente el hueco, de manera de alcanzar en el menor tiempo posible la velocidad de detonación máxima del explosivo y disminuir el efecto de “quemado” del explosivo por el cordón detonante
El cebado múltiple es recomendado en:
Huecos de pequeño diámetro cargados con ANFO e iniciados con cordón detonante o en aquellas voladuras conde la columna de explosivo puede tender a interrumpirse o a deflagrar. En estos casos se puede colocar el cebo cada 3 m, o un mínimo de 2 por hueco En huecos con presencia a de agua, donde la sensibilidad del explosivo puede ser afectada por la absorción de agua por el producto, especialmente si los huecos no son iniciados inmediatamente Donde hay alto riesgo de corte de la columna explosiva por efecto del movimiento de la roca, especialmente en huecos profundos Donde los niveles de vibración deben ser controlados con el uso de diferentes retardos o retardos por hueco
El cebado múltiple generalmente no se requiere en el caso de huecos cortos y raramente es utilizado en voladuras subterráneas, excepto en huecos de gran longitud. Este tipo de cebado es esencial en voladuras de huecos profundos y/o de gran diámetro. Ing. Miguel A. Gil
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Cebado axial Cuando la columna de explosivo es iniciada de forma continua por medio de un cordón detonante, la velocidad de detonación obtenida, generalmente están por debajo de la velocidad máxima del explosivo o velocidad de régimen, lo que implica un bajo poder de fracturamiento pero la generación de grandes presiones de gases en el barreno, lo que lo hace efectivo en voladuras de formaciones rocosas blandas y/o formaciones muy fisuradas y fracturadas, donde es preferible una mayor energía de empuje generada por los gases.
RECOMENDACIONES SOBRE EL CEBADO Barrenos de pequeño diámetro El cebo debe tener la suficiente energía para garantizar el completo inicio de la carga, a su mayor régimen y poder mantenerlo así, a todo lo largo de la columna, por lo que debemos tener siempre presente que a mayor potencia del cebo se obtiene mayor rendimiento de la voladura; por ello, en el momento de seleccionar un explosivo para ser usado como cebo, debemos escoger el que tenga mayor velocidad de detonación, que, aunque su precio unitario sea más alto, el rendimiento general será mayor. Por ejemplo, es notable la diferencia de resultados, en el disparo de un barreno de pequeño diámetro (2”) cargado con ANFO e iniciado sólo con un detonador, aunque éste sea del N° 10 o del N° 12; comparándolo con el mismo barreno pero cebado con un cartucho de dinamita. Además debe tenerse en cuenta que el pequeño diámetro del detonador usado como cebo es insuficiente, ya que el cebo debe tener un diámetro aproximado al de la carga explosiva y suficiente masa para lograr la máxima eficiencia. También es importante ubicarlo al fondo, donde se requiere aplicar la mayor energía para contrarrestar la resistencia a la rotura por el natural confinamiento de la roca. La velocidad y la presión de detonación del cebo son determinantes para la rapidez con que se logre el régimen constante de “presión de trabajo”. La energía de impacto inicial del cebo tiene marcada influencia en el tiempo en que el explosivo conseguirá su velocidad estable de detonación y los rangos de régimen termodinámico e hidrodinámico cercanos al 100% de sus valores teóricos máximos, que es lo que se desea obtener para el mejor logro del objetivo de la voladura. Debe descartarse el uso de cualquier cebo de dimensiones reducidas aunque sea de un explosivo de alta potencia. Algunos usuarios, pensando economizar explosivo, utilizan como cebo sólo porciones de cartuchos para iniciar el ANFO, lo que por lo contrario resulta inconveniente puesto que por falta de energía el rendimiento del hueco es muy pobre, lo que se puede apreciar fácilmente por la deficiente fragmentación. El hecho de que un disparo salga completamente no significa que haya sido bueno. Tiene que observarse detenidamente el avance, fragmentación y desplazamiento de la roca para determinar si la iniciación ha sido adecuada y si se ha logrado detonación total o sólo ha deflagrado parcialmente. Se estima que con ANFO, pobremente cebado, el régimen constante de detonación se logrará después de un recorrido mínimo de 6 diámetros de hueco, además de la progresiva pérdida de sensibilidad del ANFO a medida que disminuye el diámetro del hueco, o que aumente su longitud, donde con longitudes del hueco de 6 m hasta 30 m es imperativo emplear cebos muy enérgicos y de suficiente en masa.
Barrenos de gran diámetro Para iniciar un hueco cargado, mayor de 3” de diámetro, se requiere de un reforzador, especialmente si se trata de iniciar ANFO, slurries o emulsiones no sensibles. Antiguamente, el ANFO cargado en huecos de gran diámetro en minas a cielo abierto, era cebado con uno o más atados de cartuchos delgados de dinamita, calculando su peso en aproximadamente un 5% de la carga total, pero como este método resultaba insuficiente, fue sustituido por el empleo de cebos especiales de alta presión de detonación, constituidos por altos Ing. Miguel A. Gil
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explosivos colados o moldeados, tales como las combinaciones de TNT, PETN o RDX denominados “reforzadores, boosters o cast primers”. Incluso después de introducidos estos primers, se buscaron otros medios para mejorar la iniciación, como son: el cebado en puntos múltiples de la columna con estos mismos boosters iniciadores, o la iniciación axial con cordón detonante de alto gramaje (90 a 120 g/m) a lo largo de todo el barreno (que fue poco satisfactorio) y finalmente el termocebado, constituido por una porción de slurry aluminizado o emulsión iniciada por un primer, conjunto que normalmente se ubica al fondo del hueco. Este último esquema permite, además conseguir un mejor acoplamiento de la carga iniciadora al llenar todo el diámetro del hueco, mucho mejor aún si el slurry o emulsión es denso, ya que su elevada velocidad y alto desprendimiento de calor contribuirá precisamente a reforzar al primer. Este esquema es muy apreciado en los trabajos a cielo abierto para voladura de rocas “difíciles” y para nivelar el piso de los bancos disparados, donde usualmente se coloca en el fondo una carga de slurry o emulsión a granel, con un booster APD de 1 libra, completándose la carga con ANFO. Los reforzadores tipo cast primer (TNT + Pentrita), por su alta presión de detonación y elevada velocidad, son normalmente empleados para arrancar slurries y emulsiones además del ANFO. Los slurry primer (hidrogeles o emulsiones de alota potencia), son preferentemente recomendados para iniciar ANFO, con ventaja económica por su menor costo, aunque también en ciertas condiciones pueden aplicarse a los slurries y emulsiones. Las dinamitas, son adecuadas para todo tipo de explosivo incluyendo ANFO Pesado, preferentemente con detonador de retardo, aunque también inician eficientemente a la carga de fondo. Podríamos también mencionar al cordón detonante de alto gramaje empleado como cebo único axial, pero conviene recordar dos aspectos negativos en su uso; contrariamente a lo estimado, el ANFO no detonará con la misma velocidad del cordón (7.000 a 7.500 m/s) sino que iniciará su detonación en una infinidad de puntos en dirección perpendicular al eje del hueco, donde su velocidad será de bajo régimen debido a la muy baja energía del cebado en cada uno de estos puntos y al corto recorrido de los frentes de detonación, que serán iguales o menores al diámetro del hueco. Otra desventaja será la ausencia de cebo combinado al fondo del hueco con la consecuente eventualidad de mala rotura en este punto, lo que además puede dar lugar a la formación de los inconvenientes lomos o pies en el nuevo piso del banco. El cebado “múltiple” con varios primer en una columna de carga integral no es siempre necesario ni brinda ventaja adicional, ya que una vez iniciado el explosivo por el primero de ellos y alcanzada la presión en su régimen constante, ya no depende del tipo ni del peso de cebo que fue aplicado, mantener esa constante en todo el resto de la columna. Poner más de un booster sólo sirve para contrarrestar una eventual falla del primero, pero en los huecos con cargas explosivas espaciadas, sí es necesario un cebo en cada carga, preferentemente retardados en forma escalonada. Eventualmente en huecos largos cargados con ANFO, se puede adicionar un cartucho de alto explosivo a media columna, además del cebo, para reactivar la detonación. La ubicación del cebo se reflejará en el resultado del disparo. Se recomienda colocarlo al nivel del piso del banco y no en el sector de sobreperforación (subdrilling), lo que mejora el fracturamiento en este tramo, limita la formación de lomos y disminuye la vibración.
Cebado de los agentes de voladuras tipo NCN Este tipo de cebado es único, debido a que las propiedades de este explosivo y el cebado requerido son muy dependientes de las condiciones de uso. La velocidad de detonación y la presión de detonación se incrementan en la medida que el diámetro del hueco aumenta, por lo tanto, la velocidad de detonación impulsada por la energía liberada por un cebo, se incrementa, en relación directa al aumento de la presión de detonación del cebo. A diferencia de la dinamita, hidrogeles y emulsiones sensibles al detonador, que contienen un elemento sensibilizador propio, como nitroglicerina, aminas, glicol o microesferas, que garantizan la iniciación inmediata del explosivo, directamente en su régimen de velocidad de detonación, los Ing. Miguel A. Gil
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nitrocarbonitratos granulares como el ANFO convencional, ANFO aluminizado y los ANFO’s preparados, por su condición de agentes de voladura no sensibles requieren de un cebo potente y de masa suficiente para iniciarse debidamente en su régimen de detonación, de lo contrario, con un cebo débil esta velocidad caerá en régimen de deflagración con bajo rendimiento de energía aplicable. Es importante que la velocidad de detonación del cebo siempre sea mayor que la del ANFO (que va de 1.500 a 3.200 m/s máximo) por lo que se recomienda emplear cebos que van de 3.500 a 7.000 m/s (cuanto más alto, mejor). La distancia requerida para alcanzar la velocidad de reacción estable, puede tener un rango de distancia que puede variar desde unos pocos centímetros, en el caso en que el diámetro del cebo sea cercano a la medida del diámetro del hueco, hasta unas decenas de centímetros en el caso que el diámetro del cebo sea muy pequeño en comparación con el diámetro del hueco; por lo que un cebo de pequeño diámetro, completamente adecuado para voladuras de huecos de pequeño diámetro, puede ser inefectivo en voladuras con huecos de gran diámetro. El elemento sensibilizador en estos nitrocarbonitratos es el aire contenido en los poros de los prills del nitrato de amonio. El mecanismo de iniciación ocurre cuando la onda de choque creada por el cebo llega con enorme presión y velocidad hasta los poros, comprimiendo adiabáticamente al aire contenido en ellos y calentándolo hasta inflamarlo, originando puntos calientes o hot spots. Estos puntos calientes en contacto con el nitrato oxidante y con el combustible los inflaman, dando lugar al proceso de combustión violenta. Si el cebo es adecuado se podrá inflamar el mayor número de poros simultáneamente generando la detonación; por el contrario, si el cebo es débil o de masa insuficiente sólo se inflamarán unos cuantos poros dando lugar a deflagración o peor aún a simple inflamación. Lo negativo de una iniciación débil es que el producto sólo podrá otorgar una parte de su energía o potencial de trabajo (40 a 60 %) lo que es una real pérdida, y lo peor es que se formará un mayor volumen de gases tóxicos, nitrosos en especial. Sobre el cebado del ANFO se han generado ciertos conceptos o afirmaciones erróneas tales como el hecho que la velocidad de detonación de la columna de ANFO puede ser controlada mediante la selección de la velocidad de detonación del cebado o que se puede incrementar la velocidad de detonación de la columna de explosivo por encima de su velocidad de reacción estable y obtener un mejor trabajo en la voladura. Todos los explosivos, incluido el ANFO, tienen una velocidad estable de detonación que depende de las sustancias químicas que intervienen, la densidad de la mezcla, el confinamiento que provee la roca circundante y el diámetro del barreno. Esta velocidad límite que adquiere la reacción explosiva del determinado producto explosivo es llamada “velocidad hidrodinámica”. La onda de detonación puede moverse a través de la columna de explosivo por encima o por debajo de su velocidad de reacción estable por un buen número de razones, pero, sin embargo, ésta no puede ser mantenida, de manera sostenida, por encima o por debajo de la velocidad de la reacción estable, de ninguna manera.
TÉCNICAS DE CARGA DE BARRENOS La búsqueda de una mayor eficiencia en las voladuras ha implicado el aumento de la importancia de los métodos para introducir los explosivos en los barrenos de un amanera rápida, segura y eficaz. La demanda de métodos adecuados de carga ha influido en el éxito de la utilización más eficiente de la energía generada por la detonación de los explosivos cargados en los barrenos. La técnica de carga varía según la forma como el explosivo es suministrado por el fabricante y el diámetro del hueco, pudiendo ser de tres tipos:
Carga manual
Carga neumática
Carga por camiones de carga (neumáticos, mecánicos) Ing. Miguel A. Gil
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La carga de explosivos en los huecos de voladura puede realizarse de diferentes maneras, dependiendo del tipo de a utilizar. Actualmente en el mercado existen cuatro categorías de explosivos:
Explosivos encartuchados (tubos plásticos, mangas de polietileno, cartuchos de papel)
Explosivos en polvo a granel
Explosivos acuosos a granel o encartuchados (slurries, emulsiones)
Mezcla de explosivos secos y acuosos (Anfo Pesado)
Los métodos de carga son diferentes para barrenos de distinto diámetro, por esta razón se acostumbra clasificarlos de acuerdo al diámetro, como sigue:
De tamaño pequeño: 50 mm (< 2”) de diámetro.
De tamaño medio: 50 a 100 mm (de 2” a 4”) de diámetro.
De gran tamaño: 100 mm (> 4”) de diámetro.
Carga de barrenos de pequeño diámetro Los barrenos de pequeño diámetro tienen con frecuencia una profundidad limitada y son empleados principalmente en operaciones menores de voladura de bancos, zanjas y túneles. Su inclinación puede ser vertical descendente, vertical ascendente y con diferentes grados de inclinación. Normalmente son cargados con explosivos potentes (dinamitas o emulsiones sensibilizadas) empleándose atacadores de madera para introducirlos y compactarlos. Se inician fundamentalmente con mecha – detonador corriente o detonadores eléctricos y no eléctricos (en general del N° 8 hacia adelante) y se sellan con taco inerte, preferentemente de arcilla.
Carga de barrenos de diámetro medio Los barrenos de tamaño medio se emplean mayormente para voladura de producción en minas subterráneas, en canteras y obras civiles. La inclinación es usualmente vertical o casi vertical descendente, con una relación 3:1 recomendada para buena fragmentación. Normalmente son cebados con explosivos de alta potencia y la carga explosiva principal puede ser de explosivos sensibles al detonador o un agente de voladura normalmente granular. Si no son demasiado profundos pueden cargarse y atacarse con varas de madera; de otro modo se cargan en caída libre, de manera manual o con cargadores neumáticos provistos de mangueras antiestáticas. El encendido se puede efectuar con mecha – detonador corriente, prendida con mecha rápida; con detonadores eléctricos o con detonadores no eléctricos de tubo de choque. En canteras y pocas labores subterráneas con cordón detonante.
Carga de barrenos de gran diámetro Los barrenos de gran diámetro son aplicados para operaciones a gran escala en canteras y minas a cielo abierto. La perforación es vertical o poco inclinada y los explosivos empleados son normalmente agentes de voladura, secos o acuosos (ANFO, slurries y emulsiones), cebados con primers o boosters de alto poder explosivo. El agente de voladura puede ser cargado en cartuchos grandes de polietileno que se sueltan libremente dentro del barreno; ser vertido mecánicamente al barreno con camiones mezcladores de cargador sin fin (ANFO y ANFO Pesado) o ser bombeado con manguera directamente al fondo del hueco mediante un camión fábrica mezclador-bombeador (emulsión y ANFO con más de 50 a 60% de emulsión). En el caso de la carga de barrenos con presencia de agua, la carga con manguera al fondo del hueco desplaza paulatinamente al agua. La altura final puede ser ligeramente menor, por el mayor confinamiento. Los barrenos con agua estática suelen ser previamente drenados con bomba y cargados con un agente resistente al agua hasta la cota del nivel freático, el resto de la columna con ANFO previa atacadura intermedia, el hueco se sella con una atacadura de detritos de la Ing. Miguel A. Gil
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misma perforación. Los huecos totalmente inundados se cargan sólo con agente altamente resistente al agua, dejándose el agua como atacadura cuando la columna es baja, o sellándolo con detritos cuando la columna explosiva es alta. Es importante para la operación seguir las normas de “Control de Calidad” en todo el trabajo, que en su mayoría son de criterio propio, pero contribuyen al buen resultado de la voladura una adecuada supervisión y la capacitación del personal. Un error u omisión puede provocar un desastroso resultado en seguridad y una pérdida por mal rendimiento. Antes de comenzar la carga se debe chequear la profundidad, inclinación, espaciamiento y limpieza de los huecos, limpiar las obstrucciones y desaguarlos por bombeo o soplado con aire comprimido, si esto es posible. Se debe tener cuidado con los huecos demasiado cortos, por la proyección de piedras, siendo preferible profundizarlos o perforar un nuevo hueco cercano (en este caso rellenar el abandonado). No debe perforarse ningún nuevo hueco si existe el riesgo de interceptar a otro cargado. Es muy importante el adecuado y cuidadoso tendido de los sistemas de iniciación, de cualquier tipo que sean y la correcta distribución de los cebos y tiempos de retardo por carga.
Carga en labores subterráneas La carga mecanizada de ANFO y otros nitrocarbonitratos granulares en subterráneo, está ampliamente difundido mediante cargadores neumáticos con capacidad desde 20 kg (portátiles) hasta más de 2 toneladas (camiones articulados) basados en la inyección del explosivo, al hueco, con aire comprimido, pero con la emulsión pura (en contadas excepciones) y con el ANFO Pesado, hasta el momento es difícil aplicarlo prácticamente, por varios motivos:
Aún no hay productos adecuados y económicos para cargarlos en huecos de pequeño diámetro (diámetro crítico).
Requiere equipos de bombeo resistente, seguro, de dimensiones adecuadas, fáciles de operar y trasladar.
No siempre es posible aumentar la malla para su mejor eficiencia, por la limitación de espacio de los frentes de voladura.
Si el control de carga con ANFO es difícil, con las emulsiones es mayor, especialmente por los derrames que se producen.
A diferencia de la carga mecanizada en cielo abierto, donde el volumen de explosivo y la rapidez son grandes, en subterráneo es difícil justificar la inversión en equipos, para cargar cantidades relativamente pequeñas de explosivo.
Carga de explosivos a granel Carga manual: Los explosivos a granel, para su carga manual, ya sean en polvo, prill o hidrogeles, se presentan en sacos impermeables o en bolsas de polietileno en forma de mangas (en el caso de los hidrogeles). Para el cargado manual de los mismos, se procede a llevarlos en camiones hasta el sitio de la voladura y apilar, al lado de cada hueco, la cantidad de sacos o bolsas que se especifican en el programa de carga. Se procede a acercar el extremo del saco o manga a la boca del hueco, cortando el mismo con una navaja y dejando caer el producto hacia el fondo del mismo. El acomodo del explosivo en los contornos del hueco y las características del producto, tienden a hacer disminuir la carga (en el caso de los pulverulentos, ANFO, Ing. Miguel A. Gil
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ANFOAL etc.), en un 10% de su densidad específica. En el caso de los hidrogeles, por su misma naturaleza incompresible, la densidad del producto se mantiene constante. Carga mecanizada: La metodología de carga a granel de emulsiones y agentes de voladura directamente al hueco en bancos a cielo abierto o canteras, tiene como elemento mecánico fundamental al camión cargador, que puede ser desde el modelo más simple y de menor capacidad, como es un mezclador/cargador para preparar y verter ANFO convencional (ANFO blend truck) o uno que sólo sea bombeador, con su tanque, bomba y manguera (pump truck) para abastecer emulsión pura, hasta los modelos más completos, sofisticados y de gran tonelaje (blend and pump trucks), que cuentan con tolvas de diferentes capacidades para nitrato de amonio, emulsión, aluminio en polvo y tanque de gasoil, con descarga tanto por manguera como por brazo sinfín, capaces de dosificar mezclas en diferentes opciones de:
ANFO convencional.
ANFO aluminizado.
Emulsión/ANFO (ANFO Pesado) en proporciones que pueden ir de 0 a 100 o viceversa.
ANFO Pesado aluminizado.
Emulsión pura.
Los mecanismos que emplean los camiones para la mezcla de componentes y transportes del producto final al barreno son de diversos tipos, según el caso, por lo general tornillos sinfín (augers) que pueden tener disposición horizontal, inclinada o vertical, bombas de engranajes, de vanes, de diafragma, de cavitación progresiva y otras, conectados mediante sistemas reguladores y dosificadores controlados por el operador en el mismo camión, quien regula y dosifica la mezclas mediante cuenta revoluciones, de acuerdo a la mayor necesidad de potencia que requieran los barrenos en roca dura, o a la presencia de agua en los mismos, produciendo relaciones variables de emulsión-ANFO. Ejemplo: 10-90, 20-80, 60-40, 80-20. La descarga final se efectúa según las características físicas del producto, sea bombeado con manguera hasta el fondo del hueco o vertido por la boca mediante brazos con tornillo sinfín. Una de las más recientes alternativas técnico – económicas ha sido el reemplazo, parcial o total, del ANFO por ANFO Pesado de bajo contenido de emulsión (ejemplo: 30% emulsión y 70% ANFO) a granel en huecos secos, lo que permite una expansión del patrón de perforación en el orden de un 30% y mejora la fragmentación, disminuyendo el costo total de producción, ya que el ANFO Pesado tiene mayor densidad y potencia relativa por volumen que el ANFO.
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Como referencia, mencionamos dos aspectos resultantes de la experiencia de aplicación de emulsiones en voladura:
Se considera que una emulsión requiere ser sensibilizada cuando se va a emplear pura, o cuando se quiera preparar ANFO Pesado que contenga más de 50% de emulsión. La mezcla con menos de 50% de emulsión puede no requerir emulsión sensibilizada si el disparo se va a realizar inmediatamente después de efectuada la mezcla y hecha la carga en los barrenos.
La resistencia al agua de un ANFO Pesado puede considerarse excelente en mezclas que contienen un 60% o más de emulsión. Actualmente se fabrican los siguientes productos para los siguientes trabajos:
A granel, para carga mecanizada Encartuchadas o embolsadas, en diámetros medianos a grandes, para carga manual, como alternativa para las minas que no disponen de camión mezclador-cargador, o para huecos difíciles de alcanzar con el camión, también para cargar huecos fisurados y anegados:
Carga de explosivos encartuchados Carga manual: Para los explosivos encartuchados (mangas de polietileno, cartuchos de papel), la carga con atacador es el método manual comúnmente utilizado. El cartucho del explosivo es introducido dentro del hueco y con un atacador de madera o plástico (el atacador debe tener un diámetro menor al diámetro del hueco, de manera de evitar que su utilización cause daños al cordón detonante, tubos NONEL o cables eléctricos), es empujado y presionado firmemente, el atacado cartucho a cartucho o por grupo de cartuchos va a depender del grado de confinamiento que se requiere de la carga (recuérdese que al comprimir el cartucho por efecto del atacado, varía su densidad de carga), este incremento en la densidad se ubica en el orden del 15%. En huecos profundos, donde se requiere introducir varios cartuchos antes de ser atacados, la densidad de carga puede disminuir entre 20 y 30%, lo que puede tener un efecto significativo en el resultado de la voladura.
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Es conveniente la selección de diámetro del cartucho cercano al diámetro del barreno para hacer un proceso de carga más eficiente. Cuando la carga se realiza por caída libre, sin la utilización de atacadores, el incremento de la densidad se obtiene por efecto del peso del mismo explosivo, quien lo comprime. En estos casos, la densidad puede alcanzar un incremento del 10%, siempre y cuando el explosivo utilizado, sea de un diámetro lo más ajustado posible al diámetro del barreno y, el encartuchado del mismo, tenga un mínimo de rigidez (preferiblemente mangas de polietileno). En el caso de la carga de cartuchos conformados (cartuchos de plástico rígido o envases de metal, el atacado solamente provee la facilidad de introducir y colocar en su lugar el cartucho, no pudiendo modificar la densidad de carga debido a que ella viene, dentro cartucho, previamente definida. Si se requiere disminuir esta densidad de carga, se introduce, dentro del hueco, separadores de plástico o madera entre las cargas o, en su defecto, tapones de detritus de material de perforación Carga mecanizada: Para este tipo de carga se utiliza un artefacto que expele los cartuchos a través de una manguera o un tubo metálico o plástico hacia el fondo del hueco, utilizando aire comprimido. Al comenzar la carga, el cartucho cebado se coloca manualmente, utilizando el tubo (o manguera) como atacador, de manera de no causar daños al cebo por efecto del impacto al ser expelido por el equipo. Así mismo, durante la carga debe estar pendiente que no haya atascamiento de algún cartucho por efecto de rotura o rebote contra las paredes del hueco. En la medida que los cartuchos fluyen dentro del hueco, la manguera (o tubo) se va retirando suavemente, lo cual mantiene el hueco despejado hasta que finalice la carga. Un equipo típico de carga neumática de cartuchos puede ser operado por un solo hombre. Con la carga neumática, la densidad de carga del explosivo puede incrementarse alrededor de un 25%.
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CAPITULO 9: SISTEMAS DE INICIACIÓN La utilización de los “accesorios de voladura” debidamente seleccionados y combinados para cada caso, da lugar a los procedimientos empleados para iniciar la detonación de una voladura, conocidos como métodos de iniciación o de encendido de explosivos, que usualmente se agrupan en: 1. Sistema elemental o convencional de mecha de seguridad – detonador corriente, con el encendido previo de las mechas de cada hueco mediante la mecha rápida (igniter cord) y conectores. 2. Sistema eléctrico convencional; con detonadores instantáneos y de retardo estándares complementado con el sistema de alta resistencia a corrientes estáticas o extrañas y con los sistemas eléctricos especiales y los de explosores secuenciales electrónicos. 3. Sistemas no eléctricos, con cordón detonante y retardos de superficie, del tipo Nonel y similares y mixtos (cordón detonante – Nonel). Los elementos básicos de estos sistemas iniciadores comprenden:
El encendido, se considera como elemento básico al medio originador del impulso iniciador, que según el método será la chispa o llama abierta de un fósforo o chispeador de fricción; la descarga eléctrica producida por un explosor, sea de tipo dínamo, eléctrico o de condensador; al efecto de impacto de una pistola de arranque para detonadores Nonel y similares, o el de un detonador convencional para esos mismos detonadores y para los cordones detonantes.
Al tren de transmisión del impulso iniciador, que va desde el punto de origen hasta el núcleo sensible del detonador y que según el tipo de sistema se efectúa: Mediante alambres conductores (eléctrico). Mediante mangueras plásticas muy delgadas y flexibles, cubiertas interiormente con un compuesto explosivo sensible de baja velocidad o tubo de choque (no eléctrico Nonel). Mediante cordones detonantes de bajo gramaje. Mediante mangueras muy delgadas llenadas con un gas inflamable y selladas poco antes del disparo que se realiza con una bombita-explosor especial. En el sistema elemental el tren viene a ser la misma mecha de seguridad.
Al detonador, que comprende: El elemento de retardo, que al recibir el impulso iniciador a través del tren de transmisión, lo retiene un tiempo determinado antes de transferirlo a la carga deflagrante para producir su inflamación. (este elemento no existe en el detonador corriente, en el que los retardos de tiempo se dan solamente con diferentes longitudes de mecha y orden de encendido). La carga iniciadora, que comprende a su vez a una carga primaria sensible y a una carga base (secundaria o detonante), distribución que es común a casi todos los detonadores comerciales. La carga primaria (azida de plomo, fulminato de mercurio o similares) al recibir la llama o la onda de impulso iniciador se inicia y hace detonar a la carga base, que es generalmente de pentrita, la que a su vez hace detonar a la carga explosiva que le rodea (cebo o primer).
Al cebo, cartucho de dinamita, hidrogel, booster u otro explosivo sensible que finalmente hace detonar a la carga principal (carga del hueco) y debe proporcionar una energía iniciadora suficiente para que la columna explosiva principal pueda detonar a su régimen, y así entregar su máximo potencial para que la voladura sea completa y eficiente. Ing. Miguel A. Gil
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Esta serie de pasos se repite en cada hueco de una voladura múltiple; de ahí la importancia de las demoras minúsculas de tiempo de encendido entre cada uno para lograr salidas secuenciales. La iniciación de cargas explosivas se efectúa en dos formas: Encendido de cargas individuales aisladas, que pueden ser disparadas una a una en diferentes momentos o todas a un tiempo. Encendido de cargas múltiples que no se disparan simultáneamente sino siguiendo cierta secuencia, en lo posible con períodos precisos de demora entre cada hilera, proporcionando muchas ventajas en cuanto a fragmentación, reducción de vibraciones y menor consumo específico de explosivo, y que puede hasta cierto punto “sincronizarse” mediante el empleo de detonadores de retardo, eléctricos y otros medios. Los medios originadores del impulso iniciador (llama y electricidad) y los elementos de los accesorios de los sistemas propios de iniciación, se pueden combinar en ciertas formas, formando cadenas de iniciación, adaptables a cada condición o tipo de voladura.
APLICACIÓN DE LOS SISTEMAS DE INICIACIÓN Aunque una voladura puede realizarse con casi cualquiera de los métodos conocidos, éstos en la práctica, tienen sus particularidades de acuerdo con el lugar donde se desarrollan las operaciones, pudiéndose agrupar como:
Voladura subterránea Frentes de túneles, galerías, chimeneas, etc. que se resumen a la preparación de cebos con dinamita, hidrogeles sensibles o emulsiones sensibles de pequeño diámetro (22 hasta 75 mm) con: 1. Detonador corriente y mecha de seguridad; o detonador corriente y mecha, más mecha rápida y conectores (en ambos casos se enciende con llama). 2. Detonador eléctrico instantáneo o de retardo, cables de empalme y explosor. Encendido por descarga eléctrica. 3. Detonadores no eléctricos tipo Nonel o similares, con empalmes de mangueras transmisoras o de cordón detonante de bajo gramaje. Encendido con un detonador corriente, detonador eléctrico o una pistola de fogueo especial. 4. Cordón detonante simple, que actúa directamente como detonador, con retardos exteriores MS para las secuencias de salida. Encendido con detonador corriente o detonador eléctrico.
Voladura de superficie Corresponden a la preparación de cebos de pequeños diámetros para voladuras de cantera y pequeña minería de 75 hasta 150 mm, y de primers o cargas multiplicadoras potentes para huecos de gran diámetro, de 150 a 381 mm. 1. En canteras y obras de ingeniería: a. Cebos de dinamita con detonador corriente y mecha de seguridad para huecos individuales, complementados eventualmente con mecha rápida para mayor número de barrenos. b. Cebos con detonadores eléctricos y no eléctricos, también cordón detonante con retardadores Intercalados, para voladura de varios huecos simultáneamente, cargados con agentes de voladura granulares o con dinamita a columna completa. 2. En trabajos a cielo abierto, voladuras de producción: Booster o cargas multiplicadoras de alta presión de detonación para iniciar agentes de voladura NCN granulares, slurries y emulsiones en huecos de 100 a 381 mm (4” a 15”) en bancos y rampas. Con arranque mediante detonadores eléctricos y no eléctricos de retardo y más frecuentemente Ing. Miguel A. Gil
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por cordón detonante con retardos exteriores en línea. Las cargas iniciadoras pueden ser de tres tipos: a. Cast primer; moldes de TNT, pentolita colados o prensados en diferentes dimensiones y pesos, usualmente denominados HDP (high detonation primer) o cast booster. b. Slurry primer, hidrogeles generalmente aluminizados y emulsiones explosivas sensibles al detonador simple, en bolsas de polietileno selladas o moldes plásticos de diferentes pesos. c. Primer o booster con retardo incorporado; que se emplean principalmente en los huecos con cargas espaciadas (decks) los que permiten secuenciarlas a diferentes cotas (retardos en profundidad). En voladuras de rocas muy difíciles, estos primers con diferentes retardos en profundidad pueden combinarse con retardos en superficie, lo que permite conjugar caras libres horizontales con caras libres verticales (retardos por filas, por huecos y en profundidad, actuando al mismo tiempo). Normalmente las conexiones de bajada dentro de los huecos son con cordones de baja potencia, de 3 a 5 g como máximo, o con mangueras tipo Nonel, y en menor escala detonadores eléctricos, de manera que la carga de columna no pueda ser iniciada prematuramente lo que anularía el efecto de los “retardos en el hueco”. Pero algunos operadores usan cordones de 8 y 10 reforzados para resistir maltrato en huecos profundos de gran diámetro. 3. Cordón detonante de gran diámetro y alto gramaje, como el de 80 y 120 g para iniciación axial (a lo largo de todo el hueco, sin necesidad de un booster), aplicado para agentes de voladura granulares. Su efecto iniciador continuo proporciona velocidades de detonación más bajas que las de régimen, dadas por el cebado puntual con booster, produciendo más efecto de presión de gases que de impacto por lo que su aplicación es limitada, preferentemente a rocas blandas y con muchas fracturas.
INICIACIÓN CON MECHA DE SEGURIDAD Y DETONADOR CORRIENTE La mecha de seguridad es un medio a través del cual una llama es continuamente transportada a una velocidad relativamente uniforme, para iniciar una carga termosensible colocada dentro de un detonador corriente. Normalmente recomendada para iniciar cargas simples. Es aún muy empleada en la pequeña y mediana minería subterránea y en obras de ingeniería, por su menor costo y por ser factible de utilizar por personal poco entrenado. Para aquellas cargas múltiples que deben ser detonadas de manera instantánea o con cortos períodos de tiempo de secuencia éste método no es recomendado debido a que no puede obtenerse tiempos lo suficientemente precisos.
Fundamento Consiste en hacer estallar a un detonador corriente mediante una chispa de llama, transmitido por una mecha de seguridad.
Ensamblaje Para asegurar el correcto funcionamiento del sistema, debe tenerse presente que la unión de la mecha con el detonador debe ser efectuada con cuidado, utilizando alicates encapsuladores especiales o máquinas fijadoras para sellar el empalme y evitar el ingreso de agua o polvo hasta la carga explosiva, que es muy sensible a la humedad. El forro plástico de la mecha la hace impermeable pero sus extremos abiertos o cortados no lo son, por lo que no deben mojarse. Como regla práctica, es importante seguir las siguientes recomendaciones:
Se debe constatar que la mecha esté limpia, flexible y que no tenga daños ni peladuras en su cubierta. Cuando la mecha ha sido expuesta al aire por mucho tiempo se debe realizar un corte de la misma a no menos de 2,5 cm de la punta. Ing. Miguel A. Gil
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Realizar un corte recto, limpio y parejo de la mecha, con una navaja o herramienta limpia, seca y bien afilada, para evitar el derrame de pólvora o que queden hilachas. El corte debe ser vertical, no diagonal. Limpiar cualquier residuo que pueda encontrarse dentro del detonador. Luego de cortada la mecha debe insertarse Introducir la mecha hasta el fondo del detonador, debiendo quedar en buen contacto con la carga explosiva (si queda espacio de separación usualmente falla el encendido, debido a que se crea una cámara de contrapresión de gases que extingue al dardo de llama que debía activar a la carga explosiva). Realizar la unión cuidadosamente, apretando bien pero sin exceso con el alicate fijador o la fijadora de mesa, para no estrangular la mecha y obtener un buen engarce. Evitar el maltrato de los fulminantes; puede desprenderse la carga activa o puede estallar. La longitud de la mecha debe ser suficiente para poder preparar el cebo y al colocarlo en el fondo del barreno, sobresalga del cuello del mismo. en el detonador y fijarse de inmediato, procurando un firme contacto con el fondo del casquillo, no manipularla sin hacerlo porque se corre el riesgo de salirse la pólvora de la punta antes de colocarla en el detonador y ser motivo de falla.
El propósito del fijado es proveer un seguro e impermeable ensamble entre el detonador y la mecha, debe ser firme y fuerte, evitando que por cualquier manipulación del conjunto, la mecha se salga. Hay dos tipos de fijado:
Fijado manual: este tipo de fijado se realiza con un alicate especial (generalmente de aluminio o madera) que tiene en sus tenazas una forma circular, que al hacer presión sobre el detonador, realiza un hundimiento circular alrededor de la mecha lo suficientemente fuerte para fijarla y evitar la entrada de humedad.
Fijado con encapsuladora de mesa: Este tipo de fijación se realiza con una pequeña máquina encapsuladora, diseñada para ese fin, la cual con dos piezas acanaladas concéntricas en su frete, al accionar una palanca, éstas provocan un hundimiento circular doble (alrededor del casquillo), proporcionando una fijación fuerte y segura.
Casquillo metálico
Contacto
Mecha de seguridad
Núcleo de pólvora
Fijado manual de mecha y detonador
Fijado con encapsuladora
Ensamblaje de la mecha y el detonador
Cuando el encapsulado no garantiza su impermeabilidad y los trabajos se realizan en ambientes húmedos o con presencia de agua, el punto de unión entre el casquillo y la mecha debe ser impermeabilizado utilizando productos que no contengan solventes o cualquier tipo de hidrocarburos. Generalmente se utiliza cera natural, grasa, mastique, teipe elástico o productos para impermeabilizar detonadores distribuidos por los fabricantes de accesorios de voladuras y efectuando el disparo sin demora.
Cebado del cartucho El cebado de un cartucho consiste en insertar dentro de él el elemento iniciador de la detonación (en este caso, el detonador ensamblado con la mecha de seguridad). El buen cebado de un cartucho debe satisfacer las siguientes condiciones: Ing. Miguel A. Gil
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El detonador no debe ser extraído del cartucho luego de ser colocado El detonador debe ser colocado en el sitio más seguro y efectivo del interior del cartucho El cartucho cebado debe ser colocado dentro del hueco, llenar el hueco con el resto de las cargas y taponarlo sin dañar la mecha El armado del cebado debe evitar que la mecha presente dobleces iguales o menores a 90° debido a que se pueden presentar interrupciones del núcleo de pólvora y subsecuente falla
De todas las técnicas de cebado, las más utilizadas son: el cebado por el frente del cartucho y el cebado por el fondo. Cebado por el frente: En un lado del cartucho se practica un agujero en dirección al centro, procurando que al colocar el detonador, éste quede posicionado en el centro del mismo, a igual distancia de las paredes del cartucho. La herramienta utilizada para la punción debe ser hecha de madera o metal que no produzca chispa y debe tener un diámetro lo suficientemente grande para poder insertar el elemento iniciador sin forzarlo.
El elemento iniciador es fijado en el cartucho enlazándolo o amarrándolo. Para el enlazado del cartucho, a éste se le perfora un hueco inclinado en un ángulo de 45°, atravesando el cartucho y un segundo hueco a una distancia de unos cinco cm del anterior, inclinado hacia el centro del cartucho. El elemento iniciador es pasado por el primer hueco e insertado en el segundo hasta el fondo del mismo. Para el amarrado, el elemento iniciador es insertado en un hueco perforado en uno de los lados del cartucho y la mecha que sobresale del mismo es amarrada en el extremo del cartucho con un trozo de cuerda. Este es el método más seguro de cebado ya que evita el doblado de la mecha en ángulos agudos que pueden proporcionar fallas, como además, el amarrado de la mecha proporciona mayor seguridad debido a que no es posible sacar el elemento indicador. Cebado por el fondo: En este método el cartucho es perforado en el centro a lo largo de su eje a una profundidad suficiente que el detonador quede bien insertado dentro de la dinamita. Se inserta el detonador hasta el fondo del hueco y la mecha es doblada hacia atrás a lo largo del cartucho. Si se requiere una mejor fijación, se suele amarrar la mecha al cartucho cerca del otro extremo.
Encendido (chispeo) La mecha puede ser encendida con fósforo, o mediante encendedores especiales de chispa. Cuando se trabaja con este sistema, el disparo de unas pocas cargas aisladas puede efectuarse indistintamente, pero cuando se trata de un número mayor el encendido deberá ser rotacional, lo que se logra por dos medios:
Por el encendido individual y ordenado de cada carga (timing o secuenciado). Por medio el chispeo único de un extremo de mecha rápida, la que se encargará de encender a todas las cargas en cadena.
Para el encendido rotacional se deben tener presentes tres reglas importantes: Ing. Miguel A. Gil
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Los cebos armados deben ser ubicados al fondo de los huecos. El tiempo empleado en encender toda la ronda debe ser tal que todas las mechas deben estar encendidas antes de que explote la primera carga, para evitar tiros cortados por deterioro de las mechas con las rocas volantes. El dinamitero que esté encendiendo varias mechas, debe mantenerse alerta, tanto para mantener el orden previsto como para controlar su tiempo de escape. Así, como medida de seguridad, en cada voladura se acostumbra prender simultáneamente con la primera carga una mecha o guía de aviso, de unos 60 cm (2’ a 3’), más corta que la mecha de menor longitud empleada en la voladura, de modo que al terminar de quemarse la mecha de aviso indica el tiempo mínimo disponible para el escape de los trabajadores. En algunos países está prohibido usar mecha menor de 1 m.
Como norma de seguridad la velocidad de quemado de la mecha debe verificarse periódicamente mediante un cronómetro, encendiendo varios tramos de longitud exacta (1 m o más) y controlando el tiempo que demoran en consumirse, según el fabricante, considerando una dispersión de 5 a 10%. El timing o encendido secuencial se consigue de las siguientes maneras:
Utilizando mechas de igual longitud para todos los huecos, las que se encienden una tras de otra siguiendo un orden de acuerdo a la distribución de la salida de la voladura Utilizando tramos de mecha de diferente longitud (generalmente dos centímetros de diferencia entre hueco y hueco) previamente cortados y ensamblados, correspondiendo los más cortos a los barrenos de arranque. Cortando en diferente longitud a las mechas que salen de los huecos después de cebados, cargados y taqueados, entendiéndose que todas han sido de igual longitud. El orden de salidas se obtiene por estos cortes y por el encendido en el orden en que uno desea que salgan las cargas.
En la mecha de seguridad, el fuego quema dentro de las cubiertas protectoras de la misma, éste emite mucho humo y decolora el material de la cubierta, lo cual es un indicador seguro del progreso del quemado de la mecha. Al final, un chorro de fuego parecido al de un soplete emerge del extremo final de la mecha, haciendo contacto con las cargas del detonador, iniciándolo. Encendido con fósforos: Se realiza un corte longitudinal del extremo de la mecha de aproximadamente un centímetro, abriendo la misma hasta exponer el núcleo de pólvora. Se coloca el fósforo en una mano de tal manera que la cabeza del mismo se apoye en el corte de la mecha y en contacto con la pólvora; se raspa la cabeza del fósforo y la llama inicia la pólvora, encendiendo la mecha. Como una variante de la técnica, se coloca la cabeza del fósforo en el corte y con otro fósforo se enciende.
Iniciado con encendedores de mecha: Es el más común de todos, consiste en un alambre recubierto por una sustancia pirotécnica que quema lentamente y con un fuego muy intenso. Este elemento se pone en contacto con el extremo recién cortado de la mecha hincando su encendido.
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Almacenamiento, manejo y transporte La velocidad de quemado y la sensibilidad del núcleo de pólvora pueden ser afectados por varios contaminantes: aceite, gasolina, querosén, solventes, pinturas y otros productos hidrocarburos, que pueden pasar a través de las cubiertas protectoras de la mecha. El agua que puede ser absorbida por grietas en la cubierta protectora del núcleo de pólvora o por los extremos cortados de la mecha puede ocasionar el humedecimiento de la pólvora y su consiguiente dificultad para ser encendida o iniciar un detonador. Igualmente los detonadores pueden fallar si son contaminados con humedad o cualquier otra sustancia. La condensación de la humedad en el casquillo o en la cubierta de la mecha de seguridad desensibiliza a las cargas explosivas que contiene, cuando son llevados desde un sitio frío a otro caliente, pudiendo ocurrir en condiciones de trabajo humedad o secas. Fallas en la iniciación también pueden ocurrir cuando pequeñas partículas de contaminantes se adhieren a la punta de la mecha o se colocan entre la carga de ignición y la punta de la mecha. Todo material extraño debe ser retirado del interior del detonador y de la punta de la mecha. Para conservar apropiadamente los detonadores y mechas, éstos deben almacenarse en lugares secos, limpios, y bien ventilados o en depósitos con baja humedad relativa y a temperatura ambiente. Los detonadores no deben almacenarse cerca de fuentes de calor.
SISTEMA DE INICIACIÓN CON CORDÓN DE IGNICIÓN Este método es el más conveniente y seguro para iniciar las mechas de seguridad en voladuras con múltiples cargas, en sitios donde la llama abierta es permitida. Este cordón elimina la necesidad de ir encendiendo las mechas por separado, permitiendo con un solo chispeo, asegurar el encendido en secuencia de una serie de mechas, con un orden de salidas preestablecido, que se controla con la longitud de mecha rápida entre cada conector. Todas las mechas pueden cortarse, a la misma longitud, debido a que el tiempo de iniciación va a depender de la longitud del cordón, su velocidad de quemado y la velocidad de quemado de la mecha de seguridad. Para que sea efectivo, se debe limitar el número de huecos amarrados por un solo cordón y no utilizar tramos muy largos del mismo; generalmente, se divide la voladura en varias secciones y se atan cada uno de los cordones de cada sección con un tramo de cordón. La mecha rápida (igniter cord, quarry cord), consiste de un alambre delgado y flexible recubierto con un compuesto pirotécnico que tiene determinada velocidad de quemado, que a su vez está forrado con hilos de nylon o plástico para darle resistencia e impermeabilidad. Los conectores consisten de un casquillo de aluminio o de cobre similar al detonador y con la misma dimensión interior; tiene un extremo abierto para introducir la mecha de seguridad y el otro cerrado, donde contiene una carga inflamable. En este extremo cerrado tienen un ojal o un corte lateral para pasar la mecha rápida y sujetarla poniéndola en contacto con la carga inflamable.
Ensamblaje El conjunto comprende un tramo de mecha de seguridad, que en un extremo tiene un detonador y en el otro un conector. Una vez que todos los huecos han sido cebados y cargados, sobresalen las mechas con sus respectivos conectores, la mecha rápida se inserta en cada conector siguiendo un orden secuencial de salida. Al encender el extremo de la mecha rápida ésta encenderá a cada conector y éstos a su vez a cada mecha del disparo. Esto permite encender la voladura con una Ing. Miguel A. Gil
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sola operación dando mayor tiempo de escape al operador, a la vez que permite establecer una secuencia de salida, quizá no muy exacta, pero funcional, que puede ajustarse variando las distancias entre conectores y en algunos casos empleando tramos de mecha rápida de diferente velocidad de ignición. Es importante el correcto engarce del conector para un seguro encendido de la mecha; el ajuste de la mecha rápida-conector debe ser bien efectuado, sin apretar demasiado ya que la mayor parte de los cortes de transmisión con el correspondiente tiro fallado ocurren en estos empates. El conector es del mismo tamaño que el detonador, por lo que deben identificarse y separarse antes de comenzar con la labor de preparación de cebos para evitar cualquier confusión. Este método, aun tiene bastante campo de aplicación en plastas aisladas, saques de mineral pequeños, vetas estrechas, galerías y túneles de menor sección.
Normas para el uso El empleo de este accesorio es relativamente simple, pero se deben tener en cuenta algunos aspectos. Las de mayor velocidad (5 a 15 s/m) normalmente se usan en frentes con barrenos bastante espaciados, 1,20 a 2,50 m. Las normales (25 a 35 s/m) en espaciados intermedios y las de baja velocidad (40 a 60 s/m) en socavones, cruceros, realces, etc., con barrenos muy cercanos, y donde se requiere clara definición de tiempo entre los cueles y contracueles. Si sólo se dispone de un tipo se tendrá que jugar con espaciamientos entre conectadores. La utilización del método es muy simple e incrementa la seguridad de las voladuras con mecha de seguridad. Para una mayor seguridad en su utilización y evitar un corte en el avance de quemado, deben tomarse en consideración los siguientes puntos:
El cordón de ignición es sensible a encenderse por efecto de llama abierta, chispas, fricción, por lo que no debe ser utilizado donde la llama abierta está prohibida Los conectores pueden encenderse por efecto de un choque o impacto fuerte, como el de un trozo de roca que les caiga encima El cordón de ignición no debe ser utilizado como sustituto de la mecha de seguridad El cordón de ignición debe ser cortado con un instrumento muy bien afilado (preferiblemente una navaja limpia y seca) Asegurarse que el detonador y conector de cada tramo de mecha de seguridad estén debidamente engarzados antes de introducirlos con el cebo, en sus respectivos barrenos. Los empalmes de la mecha rápida deben estar cuidadosamente entorchados. Al devanarla de su carrete se evitará la formación de lazos o nudos y que se quiebre el núcleo, para evitar cortes de quemado o que penetre humedad. Los conectores deberán estar adecuadamente espaciados y bien asegurados (sin apretarlos demasiado). Los tramos de empalme de mecha rápida deben estar separados de la pared y entre sí, ya que se producirán cortes si se cruzan, esto especialmente entre los barrenos de cuele y contracuele que estén muy cercanos.
Por seguridad, es necesario que la chispa del último barreno se encuentre aún dentro del mismo cuando esté explotando el primero para evitar que algún fragmento pueda cortar la línea en combustión, por lo que es necesario determinar la longitud necesaria de mecha rápida para conectarlos todos.
SISTEMA DE INICIACIÓN ELÉCTRICO Fundamento La iniciación eléctrica se basa en el encendido de la carga de ignición del detonador mediante el calentamiento, hasta la incandescencia, de una pequeña resistencia eléctrica de puente, comúnmente denominada gota pirotécnica. Ing. Miguel A. Gil
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Tiene la ventaja de que cada detonador por separado y el circuito completo pueden ser comprobados antes de realizar la voladura, además, se tiene a voluntad y bajo control el momento preciso de la detonación, que puede ser simultánea para un gran número de huecos mediante detonadores instantáneos o con intervalos de tiempo muy exactos y cortos, mediante detonadores de acción retardada. El esquema de encendido eléctrico corresponde a la ubicación escalonada de diferentes detonadores de tiempo en una voladura, siendo de gran importancia, como en todo proceso de iniciado, que los correspondientes a los huecos de cuele, o del frente del disparo, salgan primero, y el resto en orden secuencial conforme al diseño de encendido del disparo. Para comprender los requerimientos del método deben tenerse en cuenta algunas particularidades de sus implementos y principios de la corriente eléctrica. Para calentar la resistencia se requiere de cierta potencia (tensión, voltaje) y de un determinado tiempo de aplicación de la corriente eléctrica iniciadora. La ley de Ohm, principio fundamental de las propiedades del circuito eléctrico en síntesis, dice: “En un circuito eléctrico, el flujo de corriente en amperes es igual al cociente del voltaje aplicado dividido por la resistencia, en Ohmios (W)”.
Donde: I = V = R =
corriente, en amperios (A). voltaje de la fuente de corriente, en voltios (V). resistencia del circuito, en Ohmios (Ω).
Esta ley permite determinar si la potencia de un explosor es suficiente para activar todo un circuito determinado. La resistencia puede ser calculada o medida. La definición práctica de estas propiedades es la siguiente: 1. Amperaje: Es el rango o cantidad de flujo de electricidad en un cable o conductor, medido en amperios (A). 2. Voltaje: Es la cantidad de tensión eléctrica en voltios (V) en un conductor. 3. Ohmiaje: Define la resistencia que presenta el conductor al paso de la corriente eléctrica, medido en ohmios (Ω), Esta resistencia depende del tipo de material del conductor y del área de su sección. Estas leyes permiten también calcular la energía eléctrica transformada en calor, según la fórmula:
Donde: H = Calor, en Joule (j). I = Corriente al detonador, en Amperios (A). R: =Resistencia del detonador, en Ohmios (Ω). T = Duración de la corriente, en segundos (s). mWs = milivatio/segundo
Requerimientos de energía La iniciación simultánea de un gran número de detonadores eléctricos, requiere el suministro de energía suficiente para todos ellos durante unos pocos segundos. El tiempo requerido para recalentar el alambre del puente del detonador eléctrico hasta una temperatura que pueda causar la detonación de la carga, está en función de la intensidad de la corriente aplicada. El alambre del puente de los detonadores comerciales es de, aproximadamente, 0,05 mm de diámetro y requiere 1,5 A para calentarse, liberándose calor en el mismo instante hacia la mezcla deflagrante iniciándola. Ing. Miguel A. Gil
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Bajo condiciones normales de encendido este calor se disipa fácilmente pero si se aplica exceso de corriente durante un tiempo que resulte demasiado largo, el calor no se puede disipar, pudiendo originar un arco eléctrico, en el puente de incandescencia, que dañe al detonador o altere el tiempo del retardo (demasiado lento o demasiado rápido) lo que resulta en un tiro fallado. Así pues, para la iniciación eléctrica no es conveniente muy baja o muy alta corriente de encendido. Por lo general, fallas por arco eléctrico son más frecuentes con detonadores de retardo conectado en paralelo y activado mediante una línea de disparo, en la que presenten variaciones de voltaje o una sobrecarga en el momento mismo del disparo. La construcción interna de los detonadores eléctricos, manufacturados por diferentes compañías, varía considerablemente, por lo que se recomienda no utilizar detonadores de diferentes fabricantes en una misma voladura debido a la incompatibilidad de los mismos.
Componentes del sistema Todo circuito de iniciación eléctrica comprende los siguientes elementos básicos: 1. Fuente de energía 2. Cables conductores 3. Detonadores eléctricos
Fuente de energía Pueden ser baterías, red de energía eléctrica y explosores. El número de barrenos factibles de disparar en una voladura está limitado por la capacidad de suministro de energía de la fuente. Las baterías sólo se emplean para disparos pequeños o eventuales presentando la posibilidad de fallas por bajo voltaje. La red de energía eléctrica local con voltajes de 110 a 440 V de corriente alterna, tiene aplicación restringida, generalmente en minas subterráneas como instalación permanente, con dispositivos de protección contra iniciación casual o prematura (para evitar fallas en los disparos, las líneas deben suministrar un mínimo de 1,5 A a cada detonador del circuito). Los valores instantáneos de una intensidad de corriente alterna, varían de un modo continuo desde un valor máximo en un sentido, pasando por cero, hasta un valor máximo en sentido opuesto y así sucesivamente, tantas veces como ciclos por segundo tenga el suministro, por lo que no se sabe en realidad con qué intensidad de energía se activa el disparo. Esto puede significar que en algún momento, se cierre el circuito de la voladura, justamente en el instante en que la curva sinusoidal del voltaje esté pasando por debajo del voltaje requerido, ocasionando que en los circuitos en serie, los detonadores más sensibles detonen y corten el paso de corriente prematuramente (se recomienda, cuando se utilizan circuitos en serie, utilizar corriente trifásica rectificada o cargando un condensador con un rectificador colocado en serie). Con conexiones en paralelo, el riesgo de corte del suministro por detonación prematura de un detonador no existe ya que el resto de los detonadores recibirán corriente aunque el más sensible de ellos haya detonado., razón por la que son más confiables los explosores. La forma más segura de suministrar energía a la voladura es por medio de explosores. Este suministro de energía y la naturaleza del flujo están adaptados perfectamente a las características de los detonadores eléctricos. Su capacidad o potencia debe ser mayor a la resistencia total del circuito encendido en por lo menos un amperio para garantizar el disparo completo. Para determinar la energía total disponible (E) en el explosor se puede aplicar la relación:
Donde: C = Capacidad en faradios del explosor. V = Tensión en voltios que alcanza el condensador en el momento del disparo. Ing. Miguel A. Gil
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En la actualidad hay tres tipos de máquinas explosoras. Las de tipo de dinamo, de condensador y secuenciales.
Dínamo eléctrico: Las máquinas explosoras de dinamo son del tipo de torsión o de cremallera; han sido utilizadas por muchos años y se diseñaron de tal modo que la corriente no fluye hasta que la barra de torsión o la cremallera lleguen al final de su carrera. Tienen un pequeño generador de corriente continua con autoexcitación, activado manualmente mediante una manivela o resorte, utilizados para disparos pequeños. Este tipo de explosores, generalmente, no tiene forma de controlar el suministro de electricidad, por lo tanto, este suministro depende de la manera como sea operada la máquina por el usuario. Los más pequeños a manivela tipo Twist o de torsión, tienen capacidad para 10 detonadores. Los de cremallera o palanca en T (tipo push-down) hasta 50 en serie y 200 en serie-paralelo.
Condensador: Explosores convencionales para disparos de gran número de detonadores o para detonadores de alta sensibilidad, en los que un generador de corriente alterna, accionado por la manivela carga electricidad a un condensador cerrándose el circuito cuando se alcanza la tensión adecuada, que es doblada después de rectificada por un montaje electrónico, produciéndose la descarga al circuito de disparo a su nivel máximo en un tiempo muy breve. Pero sólo al momento de presionar el botón de activación cuenta con sistemas de seguridad que no permiten el disparo si no hay carga suficiente o si se quita la llave de seguridad. Una resistencia especial absorbe la carga si ésta no es utilizada en un tiempo determinado. Puede trabajar en casi cualquier condición ambiental y encender hasta un millar de detonadores o más con un solo impulso. Se fabrican dos clases: Para conexiones en serie, con capacidad de 50 a 500 detonadores insensibles, con voltaje en bornes hasta 6.000 V, siendo los más utilizados en subterráneo los de 100 detonadores, 1.500 V. Para conexiones en paralelo, con capacidad hasta 100 detonadores insensibles, con voltaje en bornes hasta 1.400 V especialmente para labores donde existe agua como en piques y pozos profundos. El rango de rendimiento para la conexión en paralelo frente a la de serie puede llegar a 150 A. Ambos tipos de explores pueden ser adaptados para encender hasta 400 detonadores en un disparo.
Secuencial: Utilizado para voladuras de gran número de huecos, donde la serie normal de detonadores eléctricos pueden crear una limitación técnica, o cuando se usan detonadores de distintos números de retardos dentro de cada hueco en cargas espaciadas. Con explosor tipo secuencial que consta de una unidad explosora y un equipo electrónico con temporizador se puede energizar hasta 10 circuitos independientes a la vez y en cada uno de ellos puede programarse el encendido de detonadores con salidas con incrementos de 1 ms, entre 5 y 999 ms, con un total entre 10 y 10.000 detonadores (de 1 a 1.000 por circuito, con diferentes tiempos).También hay explosores adecuados para detonadores de puente electrónico. Los explores se deben comprobar periódicamente mediante un reóstato especial, adecuado para cada modelo de aparato.
Cables conductores Normalmente son: a. Cables del detonador (Leg wires): Tienen una longitud entre 1,20 a 6,50 m, (para trabajos especiales como los de prospección sismográfica estos alambres conductores pueden tener hasta más de 30 m de longitud). Normalmente son de cobre o hierro estañado recubierto por una cubierta plástica delgada (entre 0,5 y 0,6 mm; 22 a 24 AWG), que le proporciona un excelente aislamiento eléctrico y es altamente resistente a los esfuerzos mecánicos, humedad y productos químicos. Tienen una resistencia entre 0,5 a Ing. Miguel A. Gil
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0,08 Ω/m (cobre) y entre 0,32 a 0,50 Ω/m (hierro). Estos cables transmiten la energía eléctrica desde los cables de conexión hasta la cabeza fusible. b. Cables de conexión (Connecting wires): Utilizados para armar los circuitos, realizando las conexiones entre huecos y la conexión del circuito de voladura a las líneas de disparo, pueden ser de un solo alambre o dobles, del N° 20 (cobre) o N° 18 AWG (hierro/aluminio) bien aislado con vinil, con resistencias de 0,020 a 0,032 Ω/m y de 0,20 a 0,12 Ω/m. En algunas canteras y obras civiles se usa únicamente un cordón bipolar N° 18 con resistencia de 0,020 Ω/m. c. Cable de disparo (Blast wire line): Generalmente permanente, es el encargado de transmitir la energía eléctrica desde la fuente hasta el lugar donde se efectúa la voladura, conectándose a los cables de conexión de la misma. Puede ser mínimo del N° 14 (cobre) o N° 12 (aluminio) aislado, con resistencia aproximada de 0,008 o Ω/m. son una parte esencial del circuito de la voladura y deben ser inspeccionadas, probadas y mantenidas en buenas condiciones de operación. La resistencia del cable disparo se calcula con la relación:
Donde: R = Resistencia, en Ω. = Conductividad eléctrica (Hierro = 7,1 m/Ω.mm2; Cobre = 56,0 m/Ω.mm2) L = Largo del cable, en m para los cables de ida y vuelta. Q = Sección del conductor en mm2 La conexión del detonador no debe tener una resistencia más alta que 5 Ω/100 m del largo normal de conducción. A mayor número de empalmes de unión habrá mayor resistencia en el circuito y mayor posibilidad de fugas de corriente y fallas. No está de más recordar que por seguridad los extremos libres de los alambres de los detonadores deben mantenerse siempre empalmados (cortocircuitados) hasta el momento de su empleo en el disparo, para evitar el ingreso de corriente estática que puede activarlos por accidente. Para facilitar el tendido, los conductores de los diversos tipos de detonadores tienen colores de identificación distintos para cada serie, tipo y fabricante.
Detonadores eléctricos Consisten de un casquillo o cápsula cilíndrica de 35 a 65 mm de longitud y entre 5 a 8 mm de diámetro según tipos y marca, con un extremo cerrado y el otro abierto por el que salen dos alambres eléctricos aislados que pasan por un tapón antiestático impermeable. Fabricados de aluminio (uso general y sísmica), cobre (para minas de carbón), hierro y papel parafinado (uso limitado). En su interior contienen los siguientes elementos: 1. Un conjunto inflamador electro pirotécnico ultrarrápido (llamado cabeza fusible), que comprende a un pequeño puente de resistencia eléctrica con filamento de Ni-Cr directamente empalmado con los alambres conductores y contenido en una pastilla fabricada con un deflagrante o material pirotécnico, fácilmente inflamable (llamada gota pirotécnica). 2. Un elemento de retardo formado por una barrita, de dimensiones precisas, de un compuesto químico especial, el que al inflamarse se quema en forma muy homogénea, con un tiempo de combustión exactamente determinada para cada caso en particular. Este elemento no existe en los detonadores de tipo instantáneo. 3. Una carga primaria inflamable de 200 a 300 mg de azida de plomo combinada con nitrocelulosa y polvo de aluminio, sensible al calor, llama abierta, impacto, fricción. Esta carga estalla al inflamarse la cabeza fusible o al quemarse con el retardo. Ing. Miguel A. Gil
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4. Una carga secundaria o carga “base”, entre 500 a 900 mg, por lo general, de pentrita (PETN). Funcionamiento: Al pulsar el explosor se hace llegar a la resistencia un impulso eléctrico no menor de 2A, con lo que ésta se pone incandescente, inflamando a la gota que la contiene. La gota enciende al retardo o inflama directamente a la carga primaria, según el caso, la que a su vez hace detonar a la carga secundaria, con lo que estalla el detonador. Al estallar el detonador provoca la detonación del explosivo cebo en el que fue introducido y éste finalmente inicia a la carga principal de voladura. Esta secuencia se repite en cada hueco de una voladura. Impulso de Encendido: Relacionando la energía de encendido por cada Ohmio del circuito de la voladura, se obtiene el valor del impulso de encendido (K).
Donde: t = tiempo. La unidad de impulso de encendido se da en milivatio-segundo/Ω (mWs/Ω), o bien en A2 por ms, y es un valor característico de la sensibilidad de un detonador eléctrico. Cuanto mayor sea el impulso necesario para el encendido, mayor la insensibilidad del detonador y mayor su seguridad contra el encendido involuntario provocado por corrientes erráticas o electricidad estática. El tiempo necesario para encender la resistencia del puente de un detonador eléctrico varía en razón inversa a la intensidad de la corriente aplicada. Cuanto mayor sea la intensidad más corto será el tiempo de encendido y de inflamación de su carga sensible. Si la intensidad es muy baja transcurrirá una importante fracción de segundos antes de producirse el encendido. Esto significa que en un disparo de muchos huecos iniciado con insuficiente intensidad de corriente, sólo algunos detonadores se encenderán, fallando el resto. Sólo una pequeña parte de energía se aplica para calentar la resistencia incandescente del detonador, ya que la mayor parte se consume en vencer la resistencia de los alambres conductores de la línea de tiro, razón por la que la fuente de energía deberá tener la suficiente potencia para garantizar el tiro completo. Normalmente los detonadores se fabrican dentro de tres grados de sensibilidad con relaciones de impulso de encendido de 1; 10; 1 000 definidos como: a. Sensibles o convencionales, para condiciones normales de trabajo. b. Insensibles (I), para trabajos donde se espera encontrar electricidad estática. c. Altamente insensibles (AI), para trabajos en alta montaña, cerca a líneas de alta tensión, etc.
Sensibles o convencionales: con filamento Ni-Cr de 0,035 mm, para uso en trabajos en superficies o en subterráneo en condiciones normales, con limitada posibilidad de presencia de cargas eléctricas extrañas. Se les suele calificar con siglas como A, UR y otras según el fabricante.
Insensibles (I), con filamento Ni-Cr de 0,06 mm para uso en ambientes principalmente subterráneos con presencia de cargas electrostáticas detectables (cerca de motores en movimiento, vehículos mineros, ductos de aire comprimido, trenes eléctricos, equipos de carga neumática de ANFO, etc.). Requieren de un impulso iniciador diez veces mayor que para los sensibles. Se les identifica como tipo I-U-VA-ASA-FIDUZ, etc.
Altamente insensibles (AI), con filamento de 0,6 mm, requieren de una energía equivalente a 1.000 veces la necesaria para activar a un detonador convencional y se emplean en lugares con riesgo conocido de tormentas eléctricas, cerca a líneas de alta Ing. Miguel A. Gil
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tensión, estaciones transmisoras de radio y otro similares. Se identifican como tipo AI-HUSEA-AAA-Polex, etc. Como ejemplo de diferencia, el impulso máximo de corriente para un detonador convencional, sin causar detonación, es de 3 mWs/Ω, mientras que para uno insensible de tipo VA es de 100 mWs/ Ω. Igualmente la carga de corriente más alta permitida sin causar detonación es de 0,3 A para los convencionales y 1,3 A para los insensibles. La resistencia total de un detonador eléctrico es igual a la suma de las resistencias del puente de incandescencia y los cables conductores. La resistencia de los conductores depende del tipo de material con el cual están construidos, así como la longitud de los mismos y varía entre 1 Ω a 2,5 Ω para los convencionales, según la longitud de sus cables, contra 3,5 Ω de los insensibles, independientemente de la longitud del cable y del número de retardo. Los convencionales se disparan con explosor dínamo eléctrico, pero los insensibles requieren de un explosor de tipo condensador. Un detonador insensible no puede ser iniciado intencionalmente con una batería de linterna hasta 4,5 V, pero una simple pila de 1,5 V sí puede llegar a iniciar a uno convencional. Tiempo de encendido: Según el tiempo de encendido, los detonadores se clasifican en instantáneos y de retardo
Detonadores Instantáneos: En ellos el estallido de la carga secundaria es simultáneo con el pase del impulso eléctrico por la resistencia. Realmente, el tiempo nominal de encendido en los convencionales de N° 0 es de ± 1a 3 ms, y de menos de 1 ms en los sísmicos. Normalmente se usan para disparos individuales de plastas, tiros de precorte, voladuras para desplome, inicio de cueles y contracueles en frentes de galerías, encendido de cordón detonante y otros donde no se requiera secuencia de salida escalonada.
Detonadores de retardo: En éstos el estallido de la carga secundaria es independiente y posterior al paso del impulso eléctrico por la resistencia de puente, en razón al tiempo en segundos o fracciones de segundo que tarda en quemarse el elemento de retardo. Se aplican en voladuras que requieren secuencias de salida programadas, en tunelería, banqueo, voladuras de producción, demoliciones y otras. Se fabrican de dos clases: De retardo largo (Long delay - LD): También denominados de medio segundo, con período de demora de 500 ms entre dos números de retardo consecutivo. Se presentan en series usualmente de 10 a 25 números, partiendo del cero. Estas series proporcionan el incremento de tiempos necesario para conseguir un encendido rotacional positivo que facilite el movimiento de la roca conforme avanza la voladura. Estos retardos largos son adecuados para iniciación en voladuras donde se requiere un cierto tiempo de intervalo entre las cargas, como es el caso de frentes de desarrollo, chimeneas, profundización de piques y otros trabajos subterráneos. De retardo corto (Short delay - SD): Con períodos de demora menores de 100 ms entre dos números de retardo consecutivos (usualmente entre 10 a 40 ms), por lo que se les conoce también como retardos de milisegundo, ms o microrretardos. Han sido Ing. Miguel A. Gil
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desarrollados preferentemente para iniciar voladuras en canteras, obras viales y minería de superficie a cielo abierto donde, con estrechos tiempos de intervalo entre las cargas, disminuyen la interferencia entre huecos y producen mejor fragmentación in situ, con menor vibración consecuente. Se presentan en series usualmente con 15 a 35 números, partiendo del cero. Ambos tipos suelen combinarse pero no intercalarse, como ocurre en la voladura de túneles donde se emplea microrretardos para los barrenos de arranque y retardos largos para el resto del frontón.
Uso de los detonadores eléctricos: De acuerdo a su campo de aplicación pueden ser: convencionales, para voladuras en general y especiales para usos específicos, como:
Detonadores para voladuras bajo agua: Sus principales características son: elevada resistencia a presión hidrostática y alta impermeabilidad. Aunque aún no se han normado especificaciones internacionales, se considera, por ejemplo, que su disparo deber ser positivo después de haber estado sometidos a 300 psi de presión, o entre 30 m y 150 bajo agua durante 24 a 72 horas. Son de tipo insensible y altamente insensible a corrientes extrañas y fugas de corriente.
Detonadores para alta presión y temperatura: Son detonadores sin carga explosiva primaria, más seguros que los convencionales porque sólo tienen carga secundaria, menos sensibles y que no detonan sólo por calor. La carga primaria se sustituye con un puente de resistencia “explosiva” que activa directamente a la carga secundaria, al descargarle muy rápidamente una cantidad grande de alta energía (impulso de 1.000 A/ms) que vaporiza al alambre al sobrepasar su resistencia haciéndolo estallar. Tiene campo de aplicación para voladura en minas con zonas calientes, demolición en fundiciones, disparos en pozos geotermales profundos y pozos petroleros para recuperación secundaria y otros casos especiales.
Detonadores permisibles (antideflagrantes o antrigrisú): Para uso en minas con atmósfera inflamable, como las de carbón que muestran presencia de gas grisú. Normalmente son de tipo ST insensible e impermeable, con cápsula de cobre o latón (porque las esquirlas de aluminio calientes pueden inflamar al grisú).
Detonadores sísmicos: Especialmente fabricados para prospección sismográfica con explosivos. Su principal característica es que deben ser muy constantes o regulares en su tiempo de encendido, particularmente corto, 0,001 ms contra 1 ms de los instantáneos convencionales, lo que es importante para Ing. Miguel A. Gil
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evitar interferencias y lograr buena resolución en los sismogramas. Son de tipo altamente insensible y elevada resistencia a presión hidrostática (mínimo 8 bares a 100 m por espacio de una hora sin falla de detonación), con cápsula sólo de aluminio. Los detonadores sísmicos no son eléctricamente compatibles con los instantáneos convencionales, por lo que no deben combinarse en los trabajos de prospección.
Detonadores electrónicos: En ellos el conjunto temporizador convencional (resistencia/retardo) se sustituye por elementos electrónicos y micro chips muy rápidos y precisos que proporcionan mucho mayor control sobre los intervalos de tiempo entre tiro y tiro. El momento de inflamación del puente se regula estrechamente mediante un pequeño circuito temporizador electrónico instalado dentro del propio detonador, el mismo que al recibir un impulso eléctrico codificado del explosor, lo procesa y deriva hasta un condensador, que después lo descarga hacia el puente. Son muy precisos y altamente resistentes a la influencia de perturbaciones eléctricas extrañas. Maniobrados con explosores programables conforman los sistemas de iniciación eléctrica más versátiles y de mayor campo de aplicación, especialmente para voladuras complicadas, demoliciones en áreas restringidas y grandes explotaciones mineras.
Principios básicos de la voladura eléctrica Para suministrar la corriente necesaria para iniciar los detonadores, éstos se conectan a una fuente eléctrica. La intensidad de la corriente es medida en amperes (A), dependiendo del voltaje (V) y la resistencia del circuito (R) medida en ohm (Ω). A todo este efecto, la ley de Ohm encierra el principio fundamental de las propiedades del circuito eléctrico. Enunciada brevemente esa ley hace que en un circuito eléctrico, la intensidad de la corriente suministrada (A) es igual al cociente del voltaje y la resistencia, por consiguiente:
La ley enunciada se ajusta sólo a la corriente directa con voltaje constante, y es la que suministran los explosores que se utilizan normalmente. En algunos casos, la corriente suministrada no es constante, así que la correlación es válida sólo para valores instantáneos de la curva de la corriente aplicada (corriente alterna).
Circuitos de encendido Circuito en serie Este tipo de circuito proporciona una sola trayectoria para la corriente a través de cada detonador del circuito. Los circuitos en serie son los más simples y fáciles de todos los tipos de circuitos eléctricos de voladura, la resistencia total (Rt) de este circuito se obtiene por Ing. Miguel A. Gil
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simple suma de las resistencias individuales. Primero, se multiplica la resistencia de un solo detonador por el número de detonadores, luego se suma la resistencia de los cables de disparo y conexión. El cálculo de los circuitos en serie se expresa de la siguiente manera: Donde: Rt = Resistencia total del circuito Rd = Resistencia del detonador N = Número de detonadores Rs = Resistencia del cable de disparo Rv = Resistencia de los cables de conexión Si los detonadores son conectados en serie, y hay una caída de amperaje, entonces el tiempo de reacción se hace muy largo, ocasionando que los detonadores más sensibles detonen primero, interrumpiendo el circuito, antes que los detonadores menos sensibles reciban la cantidad adecuada de corriente. El voltaje aplicado a los circuitos en serie debe limitarse a través de transformadores adecuados para mantener la corriente calculada en la serie de retardos. La posibilidad de daño por arqueo aumenta en la medida que la corriente se acerca a los 10 A más por detonador. Este riesgo puede disminuirse aumentando la cantidad de cable empleado, aumentando la resistencia o utilizando un explosor de corriente continua.
Circuito en paralelo En los circuitos en paralelo, cada detonador es conectado al cable de conexión o llevados sus extremos a puntos en común, desde son llevados al lugar donde se suministrará la corriente. En este tipo de circuito, la distribución de la corriente a suministrar por una fuente es el resultado de la suma de las corrientes parciales que pasa por cada detonador colocado en paralelo. La resistencia total en paralelo es como sigue:
Cuando los detonadores en el circuito tienen la misma resistencia tenemos:
Donde: Rt = Resistencia total de los detonadores Rd = Resistencia del detonador N = Número de detonadores En otras palabras, la resistencia total de los detonadores colocados en paralelo (cuando los detonadores tienen la misma resistencia), viene a ser la resistencia de un detonador dividida por el número de detonadores. La resistencia total del circuito en paralelo es calculado por la suma de la resistencia total de los detonadores (Rt), la de las líneas de guía (Rv) y el cable de conexión (Rs).
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Los circuitos en paralelo son usados, preferiblemente, en voladuras subterráneas y en trabajos bajo condiciones especiales tales como: sitios muy húmedos, profundizamiento de pozos, voladuras subacuáticas y donde haya riesgos de pérdida de corriente en el circuito, causado por peladura de los cables o por conexiones con aislamiento muy pobre. En las conexiones en serie solo una pequeña parte de la corriente suministrada continua hacia el detonador después de pasar por un punto de fuga, debido a que la resistencia total es mayor que la resistencia de los sitios de fuga, por consiguiente hay un cambio brusco de la intensidad en inversa proporción a la resistencia. Si la corriente parcial es muy baja, entonces algunos de los detonadores corren el riesgo de no ser iniciados. En el caso de los circuitos en paralelo, la resistencia total es mucho más baja que la resistencia de los sitios de fuga, por lo que la corriente pasa casi en su totalidad hacia los detonadores. En las conexiones en paralelo donde existen fugas de corriente, la iniciación de algunos detonadores no interrumpirá el paso de la corriente al resto de los detonadores, por el contrario, la corriente en los otros detonadores se ve incrementada debido a que se ha eliminado una de las resistencias. Para las conexiones en paralelo, la corriente de alimentación a los detonadores es muy elevada. El requerimiento de corriente de alta intensidad no puede ser generada por explosores convencionales. Los métodos que se utilizan para reducir al mínimo la posibilidad de falla en los disparos en paralelo son:
Utilización de un interruptor de circuito que actúe a los 25 ms aproximadamente y evite el arqueo por exceso de corriente. Si no se posee el interruptor, generalmente se coloca un cartucho de dinamita enrollado en las líneas guías y cebado con un detonador de unos 25 ms de reacción, de manera que al suministrar la corriente, ésta se interrumpa el tiempo deseado. Uso de líneas de disparo de muy baja resistencia para poder llevar la corriente sin una caída de potencial excesiva. Estas líneas deben tenderse a no más de 30 cm entre ellas para evitar la reactancia inductiva o impedancia efectiva. Utilización de un transformador o fuente de poder con suficiente potencia (KVA). Utilizar antenas de baja resistencia (cables de conexión utilizados para conectar los circuitos al cable de disparo) y conservarlas tan cortas como sea posible. Se debe evitar que hagan contacto con el agua o con alguna roca conductiva para evitar cortocircuitos. Uso de los detonadores con cables largos lo que aumenta su resistencia y ayuda a distribuir la corriente mas uniformemente. Separar uniformemente las conexiones de los detonadores con las antenas.
La corriente que pasa por cada detonador en un circuito en paralelo, puede calcularse utilizando las leyes de Kirchoff. Para voladuras grandes, este cálculo implica resolver tantas ecuaciones simultáneas y diferentes, como existen detonadores en el circuito, debido a que en cada detonador la corriente es diferente. Físicamente es impráctico efectuar esos cálculos a mano.
Circuitos en serie – paralelo Cuando se realizan voladuras con un gran número de huecos, generalmente el más poderoso de los explosores es insuficiente para las usuales conexiones en serie. En este caso, con un buen explosor de condensador, los circuitos en serie – paralelo son los indicados. Este tipo de circuito es una combinación de los anteriormente descritos y consiste en unir en paralelo dos o más serie de detonadores. Las series individuales conectadas en paralelo deben tener, como sea posible, la misma resistencia. Para compensar las diferencias de resistencias entre las series, se colocan en las mismas, Ing. Miguel A. Gil
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resistores de alta capacidad para balancearlas. Para calcular la resistencia total del circuito serie – paralelo, cuando las series tienen igual resistencia, la resistencia total de una de las series se divide por el número de series.
Donde: Rt = Resistencia total del circuito R1 = Resistencia de una de las series N = Número de series Rs = Resistencia de las líneas de guía La ventaja principal de un circuito en serie - paralelo es el gran número de detonadores que pueden dispararse sin una gran cantidad de corriente. Los problemas de distribución de corriente se reducen fuertemente, ya que la resistencia de las series individuales es alta, comparadas con las de las antenas. En un circuito en serie – paralelo que utilice detonadores instantáneos y de retardo, cada serie debe recubrir un mínimo de 2,00 A de corriente. Para prevenir el arqueo cuando se dispara con líneas eléctricas, es importante que la máxima corriente entregada a cualquier serie del circuito sea menor de 10 A o que cada serie se abra aproximadamente en 25 ms. Es innecesario compensar una desigual distribución de corriente en circuitos en paralelo si la resistencia total de todos los detonadores del circuito, dividida entre la resistencia de una de las antenas es mayor de 1.000. Sin embargo, no se ignora completamente la presencia de una de las antenas al calcular el voltaje requerido para una voladura.
Conexiones de los circuitos Una de las condiciones más importantes para obtener encendidos seguros, es realizar las conexiones entre los diferentes elementos del circuito cuidadosamente. Debe asegurarse que los puntos de empalme estén completamente limpios y con una superficie brillante, para garantizar de esta manera la más baja resistencia posible. Además de que una buena conexión debe ser lo suficientemente resistente a los esfuerzos mecánicos que se producen en las operaciones de carga. Las conexiones deben ser protegidas de cortocircuitos, fugas, etc. Las conexiones desnudas de los alambres en un circuito de voladuras, nunca deben tocar tierra, quedar en pozos de agua o descansar sobre rieles, tuberías o cualquier otro posible conductor eléctrico. Para circuitos montados en lugares mojados, es recomendable colocar vainas aislantes llenas de grasa sobre la parte desnuda de los cables. La presencia de corrientes extrañas podría provocar la iniciación prematura, por lo que es conveniente mantener aisladas las conexiones. El uso de vainas es igualmente recomendado cuando deba detonarse una gran serie de barrenos en un espacio muy pequeño; en este caso, se corre el riesgo que las conexiones desnudas entren en contacto accidentalmente entre ellas.
Distribución de la energía en los circuitos La energía en un circuito de voladuras es: I = I2 x R x T. La cantidad de corriente que entra a un circuito de voladura debe ser igual a la cantidad que sale, independientemente del tipo de circuito utilizado; el tiempo de flujo de la corriente también es el mismo en todo el circuito; consecuentemente, la distribución de energía está condicionada solamente por las proporciones de las varias resistencias. Si los detonadores son colocados en serie, éstos consumirán el 99% de la energía suministrada y el 1% restante será consumido por los diferentes cables utilizados en el circuito. En el caso de los circuitos en paralelo, el 1,5% de la energía total suministrada es consumida por los detonadores y el 98,5% restante por los cables utilizados en el circuito; por ello Ing. Miguel A. Gil
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es de suma importancia que la resistencia de los cables (conexión y disparo) sea de resistencia muy baja, recomendándose el uso de cables de cobre.
Revisión de los circuitos Determinación de la resistencia y continuidad del circuito: Cuando se va a iniciar un gran número de detonadores, es muy importante la revisión de la medida de resistencia del circuito. El valor indicado por la medida de los instrumentos, debe ser similar al valor calculado teóricamente. Las diferencias notables de valores son indicadoras de fallas que deben ser corregidas antes del disparo. Para medir la resistencia de los circuitos deben utilizarse solamente los medidores (ohmímetros) diseñados para el trabajo de voladuras, debido a que deben suministrar una corriente muy por debajo de la mínima requerida para iniciar el circuito. Antes de la medida, el galvanómetro debe ser probado y calibrado. Chequeo del aislamiento de los cables de disparo y el circuito de encendido: Los cables de disparo deben tener un buen aislamiento, lo cual es muy importante cuando se utiliza energía de alto voltaje (hasta 3.000 V en algunos explosores de condensador; la medida del aislamiento es realizada mediante un generador de magneto, el cual es un aparato con una energía electromotriz y un instrumento de medida que incida el estado de aislamiento en mega ohm (1 M = 1 millón de ohm). Un circuito de voladuras, incluyendo los detonadores, nunca debe ser medido con un generador de magneto debido a que iniciará el disparo. En minas con peligro de gases, el voltaje para la medida, debe ser mucho menor que el voltaje necesario para la voladura. El valor de aislamiento entre los conductores y entre los conductores y tierra es el determinado por este método. Bajo condiciones de trabajo en ambiente seco, el valor de aislamiento en ohm debe ser de unas 1.000 veces el valor del voltaje de encendido. Un grado de control del estado del aislamiento del circuito completo de voladura, se obtiene con un ohmímetro. Chequeo de fallas: Si al medir un circuito de voladuras con un ohmímetro se observa:
La medida obtenida de la resistencia tiene variaciones considerables con la calculada El circuito de voladura está interrumpido
Entonces, una inspección sistemática es necesaria. Si la medida de la resistencia es mucho más alta que la calculada, se asume la posibilidad de una falla pro conexiones sucias. Si la medida de la resistencia es más baja que la calculada, esto puede ser causado por cortocircuitos o fugas de corriente. Si no ha sido probado el circuito con un ohmímetro antes del disparo y los detonadores no se inician cuando es activado el explosor, es recomendable, antes que todo, activar una vez más el explosor. Si en el segundo intento no sucede algo, o si el ohmímetro indica la resistencia infinita, entonces el circuito está interrumpido. -
Fallas fuera de los barrenos: Lo primero a revisar son los cables de disparo, estos se ponen en cortocircuito y se le mide su continuidad con un ohmímetro. Se revisa con detenimiento su cubierta aislante y empates. Si no tienen defectos, se realiza una minuciosa inspección de las antenas y cables de conexión, si estos no tienen defectos visibles en su cubierta aislante, se recomienda tantearlos por la posibilidad de que estén partidos.
-
Falla dentro de los barrenos: Si no se detecta ningún defecto en los cables de superficie, entonces la razón de la falla está en los barrenos. Se divide el circuito en diferentes partes, chequeando cada circuito parcial por separado; al encontrar el circuito fallado, este se subdivide a su vez y se repite el chequeo, hasta que el barreno desconectado se localiza. Ing. Miguel A. Gil
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Si a pesar de hacer las conexiones cuidadosamente y realizar bien las medidas, al efectuar el disparo continúa la falla, revise de nuevo las conexiones del cable de disparo, sin no está allí, entonces ésta se debe a que la corriente suministrada por el explosor es insuficiente, ya sea porque no sea el recomendado para generar la corriente necesaria o que esté dañado y suministre una corriente más baja de la de su diseño. Otra posible causa, si no es ninguna de las anteriores, viene a ser una fuga excesiva de corriente, lo cual se resuelve conectando los cables en paralelo.
SISTEMA DE INICIACIÓN CON CORDÓN DETONANTE Fundamento Consiste en disparar, directamente, una o varias cargas explosivas mediante la detonación de un cordón de detonación que las une. El cordón detonarte es un cordón flexible y a la vez muy fuerte, que tiene un núcleo que consta de un alto explosivo secundario llamado pentrita o PETN, forrado con hilos de diferentes materiales según el propósito de uso del cordón y recubierto con material protector plástico, como PVC, nylon, teflón y otros, que le permiten flexibilidad, facilidad de amarre, resistencia a humedad, abrasión y ruptura por tracción y es utilizado para:
Detonar otros explosivos con el cual se pone en contacto Transmitir una onda de detonación de un cordón a otro cordón o a un elemento de retardo no eléctrico
El cordón detonante se clasifica de acuerdo a su contenido de explosivo por metro de longitud, la cantidad de carga por metro lineal de cordón y el diseño de su cubierta determina el tipo de uso para lo cual es destinado, fabricándose de 3, 5, 6 y 8 g/m para iniciar explosivos muy sensibles y amarres de superficie, 10 y 12 g/m para líneas descendientes e inicio de multiplicadores; 20, 40 y 50 g/m para prospección sísmica; 80 y 120 g/m para iniciación axial y para voladura de contorno. La clasificación inglesa se expresa en grano/pie (un grain o grano = 0,0648 g). El núcleo de PETN del cordón detonante es sensible al detonador y detona con velocidad constante, entre 6.000 y 7.500 m/s según su tipo, actúa como iniciador de la mayoría de explosivos sensibles al detonador, es altamente resistente a cualquier detonación accidental por efecto de impacto, choque, fricción o electricidad estática. Se recomienda su empleo en los siguientes casos:
Utilización en sitios donde el encendido eléctrico es peligroso o no está permitido por condiciones atmosféricas o la existencia de peligros potenciales de corrientes estáticas Encendido de cargas múltiples de explosivos sin necesidad de alta precisión en los tiempos de retardo entre cargas Utilización en voladuras de huecos profundos con múltiples cargas iniciadoras, o de condiciones difíciles para el empleo de accesorios delicados Voladuras submarinas donde es difícil el aislamiento de las conexiones eléctricas
El uso del cordón detonante se ha generalizado en las canteras y minas a cielo abierto, por su eficiencia y facilidad de operación, permitiendo aplicar diferentes patrones de perforación y secuencias de encendido. En las labores subterráneas se aplica en algunos disparos de frentes de túneles y galerías, voladuras de producción y chimeneas. El sistema de encendido de una voladura con cordón detonante comprende los siguientes elementos: 1. Detonador de inicio. 2. Líneas de cordón de superficie (troncales), tendidas a lo largo de toda la voladura, conformando hileras, que unen los cordones que emergen de cada uno de los huecos a lo largo de esas líneas. 3. Tramos laterales de cordón (derivaciones) amarrados a las troncales, que las unen, para transmitirle a cada una la energía de iniciación de manera continua, o a otras voladuras colaterales (como rotura secundaria de bloques) Ing. Miguel A. Gil
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4. líneas de cordón descendente, dentro de los huecos, desde el fondo hasta la superficie, donde están conectados los booster (multiplicadores). 5. Conectores de retardo, que se colocan en los tramos laterales o insertados en las troncales para dar la secuencia de salida en milisegundos, de acuerdo al plan preestablecido. En la mayoría de los trabajos de voladura se utiliza el cordón de 10 a 12 gr/m, más resistente al maltrato y ruptura, como línea descendente para iniciar los explosivos contenidos en el hueco o los iniciadores de agentes de voladuras. Cordones de menor cantidad de carga (3 a 8 gr/m), igualmente sensibles al detonador, pero de menor resistencia a la tracción son utilizados para los amarres de superficie e iniciar las líneas descendentes, disminuyendo de esta manera los costos y la intensidad del ruido generado por la voladura. Para asegurar el arranque y continuidad de todo el tendido de cordón, se recomienda hacer lo siguiente:
Efectuar los empalmes o conexiones en ángulo recto. Mantener una distancia no menor de 20 cm entre líneas paralelas, para evitar cortes. Mantener una distancia mínima de 1 m, entre un elemento de retardo y la línea paralela, o la boca del hueco. No hacer lazos ni torceduras al cordón, porque pueden cortar la transmisión de la onda explosiva. Empalmar adecuadamente los retardos para evitar cortes.
La iniciación del cordón detonante se realiza mediante la utilización de un detonador (o par de ellos) colocado en el extremo libre de una línea de cordón conectada a la voladura, este detonador es colocado a unos 20 cm del extremo, a lo largo del cordón, con su base orientada en dirección a la mayor longitud del cordón (transmisión directa), sujetándolo al mismo con teipe, cuerda o alambre, de manera firme.
Forma de conectar el detonador al cordón detonante Aunque en algún momento no se descarta el uso de detonadores eléctricos y su tendido de cables de disparo hasta una zona segura, la técnica más utilizada es la del uso de detonadores corrientes con mecha de seguridad. Para un trabajo efectivo, la mecha de seguridad se corta del largo adecuado al tiempo estimado de alejarse del lugar y estar en zona segura con suficiente holgura.
Cebado y carga Con cordón detonante se pueden iniciar directamente dinamitas e hidrogeles, mientras que los agentes de voladura como Slurries, ANFO y emulsión requerirán de la ayuda de un cebo o booster, especialmente en barrenos de diámetros grandes. Para preparar el cebo con un cartucho de dinamita o un reforzador o booster, no es necesario el empleo de detonador, porque el cordón proporciona la suficiente energía para su iniciación, sustituyendo al detonador en los explosivos sensibles al mismo. Se debe garantizar que el cordón quede firmemente sujeto al cartucho, de manera de evitar que se salga o se afloje. Algunos de los procedimientos básicos en la carga de los huecos de voladura con cordón detonante son: Ing. Miguel A. Gil
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Revisar los huecos de manera que no exista ninguna obstrucción y tengan la profundidad requerida Amarrar el cordón detonante al primer cartucho cargado en el hueco Estar seguro que el primer cartucho alcanzó el fondo del hueco, de esta manera se evita el riesgo de no cargar el fondo del mismo Después de cargado el primer cartucho, cortar el cordón unos 40 cm fuera del cuello del hueco y amarrarlo de una piedra para mantenerlo tenso y seguro, para evitar que se caiga en el hueco y tener un trozo suficiente para poder amarrar con holgura la línea descendente de las de superficie
El cordón detonante proporciona un sistema muy seguro para iniciación por su baja sensibilidad a detonación prematura o accidental, sea por efecto de calor, fricción, electricidad estática, relámpagos y otros. Sin embargo, tratándose de un alto explosivo, no se le debe considerar totalmente inmune a un estímulo violento suficientemente capaz de activarlo, como impacto con la broca de perforación, golpe por caída de una roca, rayos o maltrato intencional.
Uso de retardos Durante muchos años las voladuras con cordón detonante se iniciaban instantáneamente con una línea de superficie de donde se amarraban todos los huecos. Con las modernas técnicas de voladura, donde se requiere el retardo de huecos o líneas de ellos para lograr una buena fragmentación, reducir vibraciones y ruido y evitar la rotura del área detrás de la voladura (back break), se ha introducido el uso de los elementos de retardo, para lograr la ejecución de voladuras secuenciales con resultados óptimos. Los cortes del cordón son algunos de los riesgos del uso de conectores de retardo, por lo tanto es imprescindible el uso de retardos adecuados, los de corto intervalo de tiempo son los más utilizados. Los retardos para voladura secuencial con cordón detonante son de varios tipos y se interponen en la línea de modo que la onda que viene con una velocidad constante (digamos de 7.000 m/s), se retrasa un tiempo determinado al pasar por el elemento de retardo perdiendo velocidad, para continuar por el tramo siguiente de cordón nuevamente con la misma velocidad de 7.000 m/s. Se empalman directamente en los extremos libres de cordón, fijándose con clavijas o a presión. La selección apropiada del tiempo de retardo es de gran importancia. El diámetro del hueco, retiro, espaciamiento y el tipo y estructura de la roca a ser volada, son factores que deben ser considerados. Una buena norma para la determinación del tiempo de retardo en superficie, suele ser el no excederse a 3 ms por cada metro de espaciamiento, lo que significa que en una voladura con un espaciamiento calculado de 3 m, el tiempo de retardo entre hileras no debe excederse a 9 ms. Conectores de retardo de superficie: Este tipo de conectores ofrece el más conveniente sistema de retardo en voladuras con cordón detonante. Su conexión es muy simple, se corta la línea de cordón a ser retardada y se amarran las puntas cortadas con los extremos de cordón que posee el conector de retardo (conectores ensamblados) o se introducen en los extremos de la camisa plástica y se ajustan con las cuñas que trae el accesorio (conectores de retardo plásticos no ensamblados). Estos conectores se fabrican con un tiempo de retardo de 5, 9, 17, 25, 50 y 100 milisegundos (ms); tiempos más largos se obtienen conectando, en serie, diferentes retardos en la misma línea sumando sus tiempos. Conviene tener presente que un cordón con 7.000 m/s de velocidad presenta un retardo en sí de 143 ms por metro de longitud. Retardo con detonadores eléctricos: Los detonadores eléctricos de retardo, para voladuras con cordón detonante, fueron muy utilizados antes de la aparición de los conectores de retardo para cordón. Esta técnica consiste en colocar un detonador en cada uno de los huecos, conectándolos directamente a la línea descendente, cerca del cuello del hueco. Con esta técnica se elimina el ruido generado por la detonación del cordón (no hay tendido de superficie). Se requiere tanto cable como una voladura eléctrica convencional y el cálculo de los circuitos requeridos. Ing. Miguel A. Gil
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Efectos del cordón detonante sobre la columna explosiva El cordón detonante, pasante a lo largo de la columna explosiva, de un hueco cargado con un agente de voladura no sensible (ANFO-hidrogel-emulsión) no debe alterarlo y sólo iniciar al cebo o booster, pero si no desarrolla suficiente energía para su iniciación, puede afectarlo de dos maneras: 1. Si es mayor que lo necesario, puede quemar al explosivo haciéndolo deflagrar y eventualmente hasta provocar su detonación prematura antes de que arranque el cebo, lo que afecta directamente al rendimiento del disparo por “reducción de carga”. Esto se previene asegurando que el gramaje del cordón en relación con el diámetro de la carga no provocará su deflagración. 2. Por el contrario, si el cordón no tiene suficiente energía para llegar a causar la reacción del explosivo pero sí la suficiente para deteriorarlo, provocará un efecto de precompresión que eleva la densidad del explosivo hasta el punto de llegar a hacerlo insensible a la detonación con el cebo. Para el ANFO, un cordón de medio gramaje sólo crea un régimen de detonación débil o iniciación parcial de la carga, cuando ha tenido suficiente energía para comprimir los espacios vacíos y triturar los gránulos de nitrato de amonio. En los hidrogeles y emulsiones provocará el aplastamiento de las burbujas y micro esferas generadoras de los puntos calientes (Hot spots) que les proporcionan sensibilidad a detonación, por lo que tampoco llegará a crearse una onda de detonación estable cuando trabaje el cebo. El cordón puede ubicarse al centro o pegado a la pared del hueco, lo que también tendrá influencia en la severidad del efecto de insensibilización. En razón de este fenómeno es que como recomendación general no deben utilizarse cordones detonantes en huecos de pequeño diámetro con explosivos de baja sensibilidad. Como ejemplo, un cordón de 20 g/m en un barreno de 50 mm puede originar hasta un 40% de pérdida de energía de detonación (sólo sería aplicable como una forma de voladura amortiguada).
Conexiones El cordón detonante es muy fácil de conectar en una voladura, la experiencia ha demostrado que una buena conexión es esencial para el éxito de cualquier voladura. Las conexiones del cordón detonante pueden ser hechas con nudos o conectores plásticos; las conexiones hechas mediante empalmes o empates no son recomendadas debido a la posibilidad de soltarse o dañarse durante Ing. Miguel A. Gil
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los trabajos de carga de huecos. Cuando se conectan secciones de cordón detonante debe tener claro las siguientes observaciones:
Esté seguro que las puntas del cordón estén libres de agua, aceites o cualquier otro contaminante. El mojado del cordón por cualquier sustancia afecta el extremo del mismo por la acción capilar; aunque la penetración es generalmente pequeña (puede llegar a unos 30 cm), procure colocar el detonador a no menos de esta distancia del extremo por medida de seguridad, en todos los casos. Procure siempre que las conexiones sean de ángulo recto. Los ángulos agudos en las conexiones, son causa de fallas porque el cordón es cortado por la onda de choque. Evite torcer, doblar, pelar o dejar flojo el cordón detonante en los amarres. Procure que los nudos hechos al cordón detonante sean de contacto firme para evitar que se aflojen debido a que una conexión floja puede hacer fallar la transmisión de la detonación Siempre corte el exceso de cordón o sobrante después de hacer una conexión, de manera de prevenir cualquier corte indeseable de las líneas por efecto de la detonación de éstos Cuando se utilizan muchas líneas de amarre en superficie, esté seguro que ninguna cruza encima de otra, para evitar cualquier posibilidad de corte o la iniciación prematura de cualquier línea, rompiendo la secuencia de disparo
Uso de conectores plásticos: Los conectores plásticos son generalmente utilizados para conectar las líneas descendentes con el tendido de superficie. Una buena conexión es realizada al pasar un extremo de la línea descendente a través del conector, enlazar la línea de superficie e introducir el extremo, de nuevo, en el conector y tirando hacia abajo hasta tener un agarre firme dentro del mismo. Angulo de conexión: Todas las conexiones por nudo, del cordón detonante, deben ser fuertes y firmes garantizando el estrecho contacto entre los cordones, por lo tanto es importante mantener las conexiones en un ángulo recto (90°) o lo más cerca posible a éste. Las fallas que se producen al cortarse el cordón, generalmente ocurren si el ángulo de amarre presenta un ángulo agudo contrario a la dirección de la onda de detonación proveniente del punto de iniciación. El corte es causado por la fuerza generada por el explosivo contenido en el cordón de superficie. Tipos de nudos: Las conexiones con nudos son las generalmente utilizadas y recomendadas para todas las aplicaciones y condiciones por lo simple, práctico y conveniente para trabajar en el campo. Los nudos más usados en las labores de voladuras son:
Nudo cuadrado: Este tipo de nudos es el más recomendado para conectar tramos de cordón detonante, como extensión tanto de las líneas descendentes como los tendidos de superficie. Nudo de línea descendente: Para conectar las líneas descendentes del tendido de superficie, se emplean generalmente dos tipos de nudo, el nudo simple, utilizado para cordones de mediana carga por metro (de 6 a 10 gr/m) y alta flexibilidad, y el nudo reforzado para cordones de alta resistencia a la tensión, alto contenido de carga (> 10 gr/m) y poca flexibilidad.
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SISTEMA DE INICIACIÓN NO ELÉCTRICO CON TUBO DE CHOQUE El año 1973, la Empresa Nitro Nobel de Suecia, introduce el sistema de iniciación NONEL®, producto de los esfuerzos de sus investigadores y técnicos, en la búsqueda de un sistema que reúna las ventajas de los sistemas de iniciación eléctricos y no eléctricos y que sea seguro, fácil y práctico en su utilización y manejo. Los detonadores no eléctricos de retardo han sido desarrollados para operar a semejanza del sistema eléctrico pero sin sus riesgos, ya que en ellos la energía eléctrica y los alambres conductores han sido sustituidos por tubos plásticos muy delgados, similares a cordones detonantes de bajo gramaje, que transmiten una onda de choque con la energía suficiente para iniciar un detonador. La reacción de la sustancia dentro del tubo queda contenida en él, sin ningún efecto en la voladura, actuando como un simple conductor. El más difundido es el sistema Nonel y otros similares.
Fundamento El sistema se basa en una manguera plástica transparente y flexible, que cuando es activado por un detonador común o por cordón detonante, transmite un impulso de baja energía, hasta un detonador no eléctrico, activándolo por onda de choque. La onda de choque dentro de la manguera no es lo suficiente potente como para iniciar a los explosivos en contacto con ella, por muy sensibles que sean, lo que permite usarlos en cebos al fondo del hueco.
Componentes del sistema Este sistema comprende los siguientes elementos:
Tubos iniciadores (tubo de choque) Consta de dos tubos superpuestos (tubo laminado). El interno es un tubo de pequeño diámetro que contiene sobre su superficie una pequeña capa de material reactivo de 20 mg/m de carga lineal. Cuando el tubo de choque es iniciado, la carga de material reactivo genera una señal de baja energía que viaja a lo largo del tubo a una velocidad de 2.000 m/s. El segundo es un tubo de mayor diámetro (aprox. 3 mm) que recubre al tubo interno con el fin de ofrecer mayores resistencias a la tensión y dar mejores características de elongación. El extremo libre del tubo que no está conectado al detonador, tiene un sello ultrasónico que no permite el ingreso de humedad. Ing. Miguel A. Gil
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Detonador El detonador NONEL está constituido por los siguientes componentes 1. Casquillo metálico: La parte visible del detonador la constituye un casquillo de aluminio, de una longitud que varía de acuerdo a la longitud del elemento de retardo. 2. Carga base: Está conformada por un alto explosivo secundario (generalmente PETN), con una potencia equivalente a un detonador común N° 8. 3. Carga primaria: Constituida por un explosivo sensible a la llama y con la suficiente potencia para asegurar la detonación de la carga base 4. Elemento de retardo: El elemento de retardo, es suministrado encapsulado en un tubo de aluminio que se coloca dentro del casquillo, en contacto con la carga primaria. 5. Fijado: El extremo del casquillo es fijado fuertemente a un tapón de goma que lo sella y a la vez protege y mantiene firme la porción del tubo que sale del mismo.
Estos detonadores los fabrican con retardos entre 75 ms y 2 000 ms, con intervalos de 25,100 y 150 ms según su tipo, y tienen un tapón antiestático para prevenir el ingreso de electricidad ambiental y agua. Características de los detonadores NONEL GT N° de retardo N° de períodos Retardo (ms) Intervalo (ms) 3 – 20
75 – 500
25
24, 28, 32, 36, 40, 44 6
600 – 1100
100
50, 56, 62, 68, 74, 80 6
1250 – 2000
150
18
Los períodos comprendidos entre los números 24 y 80 con intervalos entre 100 y 150 ms, reemplazan a los detonadores eléctricos de medio segundo utilizados para voladura de túneles. Los detonadores NONEL son suministrados en rollos, sujetados con una cinta adhesiva para mantener enrollado el tubo y una etiqueta indicadora del número del retardo. Se pueden adquirir con longitudes de tubo, estándar, de 4,2, 4,8, 6,0 y 15 m, pudiéndose adquirir, solicitándose especialmente, de 2,4 y aumentándose a partir de esta longitud en tramos de 0,6 en 0,6 m. Como los detonadores son de tiempo, se debe tener cuidado con los números de retardo al armar los conjuntos para evitar errores en la secuencia de salida. Los detonadores se insertan en los cartuchos de dinamita para formar cebos en la misma forma que con los detonadores normales. Para el cálculo de las voladuras hay que tener en cuenta el retardo de 0,5 ms por cada metro de longitud de la manguera, por la transmisión de la onda de choque.
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Accesorios de conexión e iniciación La correcta utilización de los accesorios de conexión e iniciación son los que garantizan el éxito del sistema NONEL. Estos accesorios son:
Bloque de conexión El principal accesorio de conexión del sistema NONEL lo constituye el llamado bloque de conexión. La onda de choque que viaja por un tubo NONEL es recibida por el bloque de conexión, ampliada y distribuida a un número de tubos receptores conectados a él. Para este propósito, el bloque de conexión tiene en su interior un pequeño detonador (detonador de transmisión) con una potencia de 1/3 de un detonador normal.
El bloque de conexión está diseñado para:
Proporcionar una protección mecánica al detonador de transmisión Brindar un espacio diseñado para colocar varios tubos que serán iniciados simultáneamente por el detonador de transmisión
El diseño del bloque de conexión está hecho de tal manera que los tubos conectados a él siempre estarán en contacto con el detonador de transmisión, lo que significa que no hay forma de realizar una mala operación de conexión que pueda proporcionar alguna falla de encendido. La velocidad de detonación dentro del tubo proporciona un elemento de retardo adicional de 0,5 ms/m, factor que hay que considerar cuando se conectan grandes voladuras. Para evitar riesgos de falla a causa de un corte en el tubo NONEL, es necesario que todos los detonadores del circuito Ing. Miguel A. Gil
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reciban el impulso de ignición antes que comiencen los movimientos de la masa rocosa; esto es de particular importancia en obras subterráneas, donde la roca se desprende en un espacio limitado. Nunca debe cortarse el tubo sobrante porque al romper su sello de hermeticidad, ingresa humedad en y ser un factor de falla del mismo. Se recomienda enrollarlo y sujetarlo detrás del bloque de conexión. Se recomienda no tender líneas de cordón detonante y tubo NONEL en un mismo bloque debido a que la detonación del cordón detonante puede dañar el sistema de conexión. El detonador de transmisión que posee cada bloque de conexión no se debe separar del mismo. Aunque en pruebas mecánicas se ha demostrado que el material de plástico proporciona una protección adecuada, se recomienda su cuidadosa manipulación. La conexión del sistema debe realizarse después de haber terminado las operaciones de carga e inmediatamente antes de realizar la voladura. Después de la conexión, los bloques de conexión deben quedar protegidos del paso de vehículos, personas, impactos de piedras, fuego, etc., debido a que puede ocasionarse un encendido accidental e involuntario. Los tubos de los detonadores se insertan en los conectores para formar un conjunto fijo. Estos conectores tienen capacidad para recibir hasta cuatro tubos, normalmente tres detonadores y una de otro bloque de conexión, de modo que se puede armar diferentes conjuntos, de acuerdo al diseño proyectado para la voladura. A falta de conectores los tubos pueden ser atados por manojos y activados con cordón detonante, con esquemas sencillos de efectuar por personal poco experimentado.
Cuando el tubo del bloque de conexión es iniciado, la onda de choque inicia al detonador de transmisión, el cual inicia, a su vez, a todos los tubos conectados en el bloque, uno o más detonadores y el siguiente bloque de conexión conectado a él, repitiéndose el proceso.
Conector multiclip Este tipo de conector, también llamado por otros fabricantes conector J, lo constituye un accesorio plástico de conexión NONEL – cordón detonante y está diseñado como medio para iniciar el tubo NONEL al entrar éste en contacto con el cordón detonante. Para la utilización de este método, el cordón detonante de 3 a 5 gr/m es recomendado. El diseño del conector provee una conexión en ángulo recto, eliminando la posibilidad de una mala conexión por nudo. Cada clip recibe dos tubos NONEL que son asegurados Ing. Miguel A. Gil
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dentro del mismo y proporciona un contacto permanente con el cordón detonante. Los tubos pueden ser asegurados en sus extremos con nudos para evitar que deslicen dentro del conector. El cordón de 3 a 5 gr/m provee la energía necesaria para detonar los tubos.
Conectores de retardo en superficie Consta de un tubo de choque NONEL de unos 45 cm, cuyos extremos están sujetos a detonadores no eléctricos de retardo que a su vez están insertos en bloques de plástico. El propósito de estos conectares es el de crear un sistema de retardos entre barrenos de una voladura donde el cordón detonante es utilizado como medio de iniciación en la superficie. Este propósito se logra al cortar el cordón detonante de la línea troncal y unir los extremos con los bloques de plástico del conector, el cual es bidireccional.
Iniciación del sistema
Pistola de cartucho de fogueo: Se conecta la pistola a la serie por medio de un arrancador NONEL. Por este sistema se consigue un perfecto control del momento de iniciación y se recomienda utilizar donde exista una protección adecuada próxima al lugar del disparo, para lo cual el sistema arrancador debe tener la cantidad de tubo suficiente que cubra la distancia segura para el retiro del personal.
Mecha de seguridad y detonador corriente: El conjunto iniciador mecha – detonador se fija al circuito por medio de un conectador. Puede, igualmente, conectarse directamente, tal como se realiza en la iniciación del cordón detonante.
Detonador eléctrico: Igual que el anterior, se une al circuito con un conectador o de manera directa, con la provisión necesaria de cables que garantice el retiro razonable del personal.
Utilización del sistema Al igual que otros sistemas de iniciación no eléctricos, como mecha de seguridad, cordón detonante, etc., un circuito NONEL no puede verificarse mediante instrumentos de medición, pero resulta esencial que las conexiones estén bien ordenadas para poder tener un buen control visual. Para conseguir un buen resultado de la utilización del sistema deben considerarse los siguientes puntos:
Un sistema de conexión sencillo que permite mantener un control visual permanente del sistema con el fin de asegurarse su correcta utilización Se deben utilizar detonadores y elementos de iniciación y conexión con longitudes de tubo apropiada, en relación con la profundidad de los barrenos y las distancias, con ello se simplifica el trabajo de carga y conexión, se facilita el control y se reducen los costos de material. Los empaques de los productos deben mantenerse cerradas hasta el momento de su uso, ya que estos les proporciona protección climática Se debe utilizar materiales en buenas condiciones y comprobar que no han sufrido daños durante las operaciones de carga y conexión, para lo cual se requiera una minuciosa revisión de todos los componentes de los mismos. Cualquier deterioro que sufra alguno de los elementos durante la carga, es motivo para rechazarse su utilización El circuito no debe comenzarse a conectar hasta que todo el equipo, materiales y personal no necesarios hayan sido retirados del lugar Las conexiones deben realizarse lo más cerca posible de los barrenos para facilitar la comprobación visual El sistema de conexión en superficie debe ser lo más corto posible, sin forzar los tubos, para reducir el riesgo de dañar los tubos y el retardo de superficie proporcionado por los mismos sea mínimo Ing. Miguel A. Gil
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Esquemas generales de circuitos de voladuras con el sistema de iniciación NONEL
Ventajas de la utilización del sistema
Ningún tipo de modificaciones, tales como cortes, uniones o separaciones son necesarias en el sistema NONEL, el sistema debe utilizarse tal como lo suministra el fabricante, evitando así la generación involuntaria de condiciones de riesgo. Elementos conocidos de riesgo, tales como ondas transmisoras e radio de alta frecuencia, cargas estáticas, llama, fricción e impacto no inician al tubo NONEL; sin embargo, se debe recalcar que el elemento detonador en sí es igual de sensible a cualquier otro tipo de detonador Son menos sensibles al deterioro por manipuleo, concusión o ambiente caluroso que los eléctricos (sin dejar de lado el riesgo de detonación accidental). Por su baja energía las mangueras conductoras no pueden detonar directamente a los explosivos comerciales, incluidas las dinamitas. La conexión del sistema es bastante simple pues los productos vienen totalmente ensamblados. Además, ningún tipo de conocimientos sobre la conexión de circuitos eléctricos es necesario No es necesario efectuar un entrenamiento muy especializado. Este es el sistema más sencillo que se dispone para aplicaciones donde ilimitada secuencia de retardos es necesaria El sistema de iniciación NONEL es silencioso, la señal que viaja dentro del tubo no hace ruido Pueden ser empleados en superficie y subterráneo, también con secuencias de retardo de milisegundo.
Desventajas de la utilización del sistema
No pueden ser comprobados previamente por aparatos de medidas como el sistema eléctrico por lo que deben ser utilizados con cuidado para evitar cortes de transmisión. Su costo por el momento es mayor que el sistema convencional.
CONSIDERACIONES FINALES SOBRE LOS SISTEMAS DE INICIACIÓN Todos los sistemas de iniciación pueden no dar el resultado esperado si no se instalan con la debida responsabilidad y cuidado. Es frecuente encontrar tiros fallados porque no se empató debidamente un cable conductor, o porque se colocó un detonador de número equivocado en un Ing. Miguel A. Gil
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barreno, teniéndose en cuenta, por ejemplo, que en un solo detonador equivocado en el arranque, puede malograr la voladura. Aquí gravita la importancia de la preparación del personal encargado del ensamblaje, colocación y comprobación de los sistemas de encendido.
Retardos A raíz del alto grado de irregularidad o dispersión de encendido que representaba la mecha de seguridad, Julius Smith (1870) patentó el detonador eléctrico instantáneo, que eliminó en gran parte el alto grado de imprecisión de la pólvora negra. Sin embargo, como la iniciación eléctrica simultánea de varios huecos también presentaba problemas de corte de los cables conductores y debilitamiento de roca en el área circundante a la voladura, fue necesario desarrollar los elementos de retardo integrados al detonador, con los que se logró fabricar los detonadores eléctricos con tiempo de encendido de retardos en medio segundo, y luego aún los más precisos retardados en milésimas de segundo (1895), de los que derivan toda la actual gama de accesorios de iniciación. La opción retardadora de los detonadores ha permitido diseñar esquemas de disparo con secuencia de salida para los tiros, con lo que se logra aprovechar adecuadamente las caras libres que se forman con cada salida. Los detonadores de retardo en general han logrado mejorar y uniformizar la fragmentación, facilitar la salida de arranque reducir la vibración, limitar la proyección de fragmentos y el grado de afectación de la roca circundante, además de apilar adecuadamente los detritos de la voladura. Los elementos de retardo en su mayoría son compuestos pirotécnicos formados por mezclas patentadas de materiales especiales, cuya características principales es que arden en forma muy constante sin desprender gases lo que asegura una variación mínima en su tiempo de quemado y por lo tanto en el período de retardo. Entre estos compuestos tenemos por ejemplo al dióxido de plomo con silicio, al magnesio con sílice, telurio o fósforo, y al redox en relación con los fluoruros y otros halógenos. Estas mezclas se moldean por trefilación, se cortan e introducen en los casquillos de los detonadores y retardadores, entre la gota pirotécnica y la carga sensible. Los tiempos de retardo estarán dados por la composición de la mezcla pirotécnica y por su longitud, de modo que normalmente se tiene que a mayor tiempo de retardo le corresponde una mayor longitud de la cápsula. Como cada fabricante aplica sus propias formulaciones y características para cada elemento, no se debe utilizar detonadores de diferentes marcas o tipos en una misma voladura, aunque tengan igual número de series.
Selección de sistema de retardo Los detonadores de retardo en general, eléctricos y no eléctricos se fabrican en dos tipos: a. De período largo (LD o long delay), con intervalos de medio segundo entre series. Ejemplo: 0,5; 1; 1,5; 2; 2,5 s sucesivamente. b. De período corto (SD o short delay), también denominados de milisegundo y de microsegundo casi siempre graduados a intervalos de 0,025 s (25/1 000 s a 0,040 s entre series). Así, cuando se dispara el primer detonador a los 0,025 s de haberse encendido el impulso (eléctrico o de shock), el segundo detonador de la serie se dispara a los 0,050 s del impulso inicial y así sucesivamente. Retardos de milisegundo para cordón detonante (relés o conectores de milisegundo), estos generalmente vienen con retardo de 0,009 s ó de 0,010 s entre series. Así por ejemplo un retardo de la serie 3 tendrá una demora verdadera de 0,027 s o de 0,030 s según el fabricante. Estos tiempos pueden incrementarse intercalando retardos de diferentes tiempos en un mismo tramo de la línea de cordón, sumándolos (ejemplo: dos retardos de 0,009 s dan una demora de 0,018 s). Cada fabricante identifica sus retardos con un código o un número, e incluso con colores, especialmente en los alambres y mangueras, de modo que es necesario conocer las tablas que ellos proporcionan para poder comparar equivalencias aproximadas. Ing. Miguel A. Gil
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Dispersión Dada la delicada fabricación y la propia constitución de los elementos de retardo es natural que se presenten diferencias mínimas de tiempo entre detonadores individuales de la misma serie, tipo y lote de fabricación, lo que se conoce como “dispersión” estándar del valor real de tiempo respecto al valor nominal de retardo; así por ejemplo, un detonador de 20 ms nominales puede salir con 19 ms ó 22 ms efectivos. En el ámbito internacional se acepta una dispersión de ± 5% aunque hay casos que llegan al 10%. En la práctica, la dispersión ocurre cuando disparos sucesivos no salen en los tiempos nominales de los retardos, sino que se atrasan o se adelantan fracciones de tiempo. Por ejemplo, dos barrenos contiguos que se inician con retardo de 35 ms el primero y de 50 ms el segundo, debiendo ser la diferencia de salidas 15 ms, si el primero se atrasa, por ejemplo hasta 39 ms y el segundo por lo contrario se adelanta a 45 ms, la diferencia de salida real será de 6 ms. La diferencia mínima para evitar vibraciones del terreno según el USBM es de 8 ms. En voladura se define la dispersión con los términos:
Solapamiento (overlap), cuando la detonación de los períodos sucesivos de retardo está fuera de secuencia. Estrechamiento (crowding), cuando la detonación de los períodos sucesivos de retardo está en secuencia pero es menor de 8 ms. Dispersión lateral, es el solapamiento entre filas, o entre barrenos de la misma fila.
También ocurren menores diferencias de tiempo entre retardos iguales pero de diferentes fechas de fabricación, por lo que se recomienda que en lo posible deban utilizarse solamente los de un mismo suministro. Cuando el consumo de diferentes retardos es muy variado, debe tenerse en consideración este detalle para el siguiente pedido, para limitar el número de sobrantes, que por razones obvias tendrán que mezclarse con los nuevos en los subsiguientes disparos.
Secuencialidad El arte de un adecuado diseño de disparo consiste en orientar las salidas de los barrenos hacia una cara libre, sin que se produzcan interferencias entre ellos, utilizando eficientemente los tiempos de retardo disponibles. La mayor ventaja de los métodos de iniciación con retardos es que facilitan la secuencia de salida de los huecos mediante la formación de nuevas caras libres entre ellos con cada tiro. Así, en voladura subterránea se darán salida primero al corte de arranque (cuele) y después a los demás huecos en orden secuencial (contracuele, destroza, piso, paredes y techo) dirigiendo las salidas hacia el vacío dejado por el arranque, que será cada vez mayor hasta ocupar toda el área de voladura. En banqueo superficial el diseño es más simple, orientando la salida por filas de huecos hacia la cara libre existente, sea con filas paralelas a ella o con filas angulares. No puede hacerse una selección del sistema de retardo sin conocer al detalle las condiciones locales del frente de voladura, de modo que al proyectar la secuencia de salidas se recomienda tener en cuenta los siguientes aspectos: 1. El espaciamiento entre huecos debe ser igual o mayor al retiro, para evitar daños de un hueco a otro. 2. Los retardos deben ser lo bastante rápidos para permitir el fracturamiento y movimiento de la roca con anterioridad al asentamiento del material ya aflojado en todas direcciones. 3. La profundidad de los huecos debe exceder al retiro y espaciamiento, para evitar que el cuello actúe como frente libre y se produzca efecto de cráter. En voladuras con detonadores de medio segundo, si los huecos son muy próximos y profundos, puede ocurrir que algunas cargas detonen prematuramente por efecto de explosiones vecinas y Ing. Miguel A. Gil
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por tanto, los detonadores no produzcan un encendido normal. Se llega incluso a encontrar cartuchos que no han explotado al fondo de los huecos. Para evitar estos inconvenientes es necesario determinar adecuadamente la carga correcta de explosivos en función de la profundidad de los huecos y sus distancias entre ejes. Con los microrretardos no se producen estos inconvenientes ni en las condiciones más desfavorables, ya que la roca a volar se encuentra casi en su posición inicial cuando actúa el último tiro. Normalmente los microrretardos proporcionan mayor fragmentación ya que el efecto de tiempos de acción muy cortos entre los huecos se traduce en colaboración entre sí para romper la roca, manteniéndola sin embargo unida durante el desarrollo de la voladura, disminuyendo la proyección. Por lo contrario si se utilizan tiempos de retardos de varios segundos, el proceso tendría resultado completamente distinto, produciendo mala fragmentación con exceso de grandes bloques, gran proyección y fuerte vibración. Como ejemplo, retardos de 10 ms producirán fragmentos de tamaño pequeño y mediano en mayor proporción que los de 20 ms, que normalmente producen extremos: pequeños y grandes. La serie de los 30 ms a más dará mayormente fragmentos grandes.
Aspectos prácticos En voladura de bancos es necesario un cierto tiempo de retardo entre filas para asegurar una cara libre a cada hueco o hilera de ellos, pero si el tiempo de retardo es demasiado prolongado entre filas adyacentes, el efecto será contraproducente ya que ellas no se protegerán unas a otras durante la detonación. Por lo que se recomienda mantener un tiempo máximo de retardo entre barrenos adyacentes. Por norma, cuando la distancia de un barreno a los adyacentes es menor de 1,5 m el retardo no debe excederse de 100 ms. En disparos alrededor de construcciones donde se debe limitar las vibraciones, algunas veces solamente se puede permitir el encendido de los huecos en el mismo número de retardo (el límite de dilación por norma es de 8 ms entre huecos). En operaciones subterráneas, por ejemplo en perforación de túneles, los huecos están más cercanos, lo que significa que un tiempo de retardo más prolongado es a menudo recomendado, ya que normalmente no se tiene que considerar el desplazamiento, utilizándose detonadores de medio segundo con excepción del arranque donde son recomendados los de microrretardo. Los retardos son de construcción delicada. No se les debe maltratar porque pueden fallar en la voladura, lo que representa pérdida económica, de tiempo y más trabajo. No deben almacenarse por muy largo tiempo pues se deterioran. Algunos fabricantes recomiendan no más de un año. En cuanto a la seguridad, son conocidas las recomendaciones sobre el riesgo de activación fortuita de detonadores eléctricos no aislados (puenteados) por corrientes estáticas extrañas.
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CAPITULO 10: SEGURIDAD EN EL USO DE EXPLOSIVOS La prevención de accidentes, que pueden producirse como consecuencia del empleo de explosivos, es el resultado del cumplimiento de las normas adecuadas de actuación universalmente conocidas. El usuario debe siempre recordar que está manejando una fuerza poderosa y que, al mismo tiempo, existen métodos y elementos para ayudarle a dirigir esa fuerza. En ningún caso se debe olvidar que esta misma fuerza, mal dirigida, puede llegar a causar daños y cuantiosas pérdidas tanto de vidas humanas como de estructuras y materiales; por ello nunca debe utilizarse ningún explosivo con el cual no se está familiarizado, incluyendo el conocimiento de los posibles riesgos y los procedimientos correctos y seguros para su utilización. Influye fundamentalmente en la prevención de los accidentes, ocurridos con explosivos, la obediencia a todas las leyes, reglamentos y demás disposiciones que regulen la obtención, posesión, almacenamiento, transporte, manipulación y empleo de los mismos. Estos productos se han diseñado de forma tal que estallan al recibir una cantidad suficiente de energía iniciadora. Desafortunadamente, el explosivo no es capaz de diferenciar entre la energía iniciadora aplicada intencionalmente y la aplicada de forma accidental. Los accidentes ocurridos se deben en su totalidad (o casi totalidad) a factores humanos, todo esto, debido al desconocimiento de las normas de seguridad, al olvido rutinario de las mismas, o lo más frecuente, al exceso de confianza. La fuente de peligro más grave está en la manipulación por personal no especializado, por ello nunca debe dejarse abandonado ningún explosivo, en ningún lugar y bajo ninguna circunstancia, debido a que puede darse lugar a que personas no autorizadas o que desconozcan el peligro que esto implica, se dispongan a manipularlo. Por esta razón, debe evitarse el que un numero innecesario de personas estén presentes en aquellos lugares donde se estén manipulando o empleando sustancias explosivas.
NORMAS Y ASPECTOS GENERALES La voladura de rocas se considera un trabajo de alto riesgo, si bien su índice de frecuencia en relación con otros tipos de accidentes es menor, su índice de gravedad es mucho mayor, generalmente con consecuencias muy graves que no solamente afectan al trabajador causante de la falla, sino también a las demás personas, equipos e instalaciones que le rodean. Según estadísticas en el ámbito mundial, los accidentes con explosivos se producen mayormente por actos inseguros de los operarios, que por condiciones inseguras. La inexperiencia o negligencia por un lado y el exceso de confianza por el otro han mostrado ser motivo del 80 a 90% de los accidentes. Hay al menos 10 factores humanos que causan accidentes, los que en el caso especial de la manipulación de explosivos y voladura, deben ser tomados muy en cuenta por todos los involucrados, especialmente por los supervisores responsables de la voladura; éstos son: Negligencia: Dejar de lado las normas de seguridad establecidas, no cumplir con las instrucciones recibidas, permitir el trabajo de personas no capacitadas o dejarlas actuar sin supervisión, dejar abandonados restos de explosivos o accesorios sobrantes del disparo. Ira, mal humor; consumo de alcohol y drogas: Contribuyen a que la persona actúe irracionalmente y que desdeñe el sentido común. Decisiones precipitadas: El actuar sin pensar o muy apresuradamente conduce a actitudes peligrosas. Indiferencia: Descuido, falta de atención; no estar alerta o soñar despierto induce a cometer errores en el trabajo. Distracción: Interrupciones por otros cuando se están realizando tareas delicadas o peligrosas, problemas familiares, bromas pesadas, mal estado de salud. Ing. Miguel A. Gil
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Curiosidad: El hacer una cosa desconocida simplemente para saber si lo que pasa es riesgoso, siempre preguntar a quien sabe. Instrucción inadecuada, ignorancia: En este caso una persona sin entrenar o mal entrenada es un riesgo potencial de accidentes. Malos hábitos de trabajo: Persistencia en cometer fallas señaladas a pesar de las recomendaciones impartidas, no usar los implementos de norma, desorden. Exceso de confianza: Correr riesgos innecesarios por comportamiento machista, rebeldía o indisciplina, demasiado confiado o muy orgulloso para aceptar recomendaciones. Falta de planificación: Se resume en el actuar de dos o más personas, cada una de ellas dependiendo de la otra para realizar algo que nunca se realiza. Todo supervisor debe tener presente que los accidentes ocurren inesperadamente, pero que son previsibles; que la capacitación constante y adecuada es condición “sine qua non” para la seguridad, y que el trabajo es de equipo, con responsabilidad compartida. Debe actuar siempre con criterio y responsabilidad, tener experiencia en el trabajo, buen trato al personal pero con posición de autoridad y ser perseverante en el seguimiento detallado de todas las etapas del trabajo. Debe conocer las normas y reglamentos de trabajo y seguridad internos y oficiales vigentes, las características y especificaciones de los explosivos y demás insumos que emplea y las condiciones de los frentes de trabajo (ventilación, estabilidad, accesibilidad, vigilancia y demás). En voladura una sola persona debe ser responsable de todo el proceso de disparo; delegará funciones, pero al final, todos deben coordinar con él e informarle verazmente todos los detalles a su cargo.
ALMACENAMIENTO DE EXPLOSIVOS Polvorines Los explosivos deben guardarse en locales adecuados, protegidos y con acceso limitado, denominados “polvorines” que pueden ser construidos en superficie o excavados como bodegas subterráneas. La regla principal es estar seguro de que su explosión fortuita no pueda causar daños a personas e instalaciones. Esto significa que explosivos y detonadores deben ser almacenados de tal modo que sean inaccesibles a personas no autorizadas y que estarán protegidos contra eventos adversos y desastres naturales e incendios. Varios factores influyen en el diseño y ubicación de los polvorines, entre ellos: la proximidad a áreas de trabajo o de servicios, a carreteras, vías férreas, líneas eléctricas troncales, áreas desoladas o de vivienda, disponibilidad de protección natural del terreno o necesidad de hacer parapetos adecuados. También la posibilidad de que estén planificadas futuras construcciones en el área propuesta para instalar el polvorín. Los de superficie deben ser construidos con materiales que, en caso de explosión, se desintegren fácilmente para no causar daños a otras instalaciones y en los parajes con frecuentes tempestades eléctricas deben contar con pararrayos permanentes. Los subterráneos deben quedar lejos de los frentes de trabajo y de las instalaciones permanentes de subsuelo, estar protegidos contra filtraciones, inundación y desplomes. En caso de explosión no deberán colapsar los accesos a las zonas propias de laboreo. La construcción y ubicación de polvorines y el transporte de materiales explosivos está generalmente especificado por reglamentos. En Venezuela el ente encargado de la reglamentación y fiscalización corresponde a la DAEX (Dirección de Armamento y Explosivos de las Fuerzas Armadas). Ing. Miguel A. Gil
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Una vez ubicado el polvorín debe estimarse el grado de daño que podría ocurrir si se produce una explosión total del material almacenado. Si se trata de dos o más es importante que no estén ubicados muy cerca entre sí, ya que la detonación de uno puede muy fácilmente transmitirse a los otros, incrementando los daños.
Almacenamiento El adecuado almacenamiento de explosivos y accesorios reviste gran importancia, no solo por la seguridad de que estos materiales estén fuera del alcance de personas no autorizadas para su manejo, sino para mantenerlos en buenas condiciones de uso Existen ciertas reglas básicas que deben tomarse en consideración respecto al almacenamiento de explosivos, de los cuales enumeraremos las más importantes:
No se deben almacenar accesorios de voladura con otro tipo de explosivos en el mismo depósito. El terreno adyacente al talud de protección debe tener buen drenaje; se debe mantener un radio de 20 metros alrededor del polvorín completamente libre de hojas, pasto, maleza, basura u otro material combustible. Los depósitos deben mantenerse limpios, secos, bien ventilados; deben ser frescos, resistentes al impacto de bala y al fuego. Deben permanecer bajo llave. Almacenar los productos del mismo tipo y clase de tal manera que sea fácil identificarlos. Esto simplificará el recuento, la revisión y control de antigüedad de los explosivos. Tener especial cuidado con cajas defectuosas o embalajes rotos. Deben ser colocadas por separado dentro del polvorín. La ubicación de los depósitos debe ser previamente estudiada, considerando las normas internacionales sobre distancias de separación. Los depósitos deben estar dotados de defensas naturales o artificiales. Las artificiales construidas por materiales que eviten las proyecciones en caso de explosión. Las naturales se obtienen aprovechando la topografía del terreno. Dentro de los polvorines no se debe almacenar ningún metal o herramienta que pueda producir chispa, quedando rigurosamente prohibido fumar, llevar fósforos o elementos productores de llamas, y en general, sustancias inflamables. El almacenamiento de los explosivos debe hacerse en función de rotación de inventario bajo la técnica "FIFO" (Primero que entra, primero sale). Cada producto deberá almacenarse de acuerdo a las recomendaciones del fabricante y a los reglamentos vigentes; las cajas se apilarán por lotes, dejando espacios libres para ventilación (0,6 m a 1 m). El apilamiento de cajas se hará de forma que las tapas queden mirando hacia arriba, no excediendo la altura de la pila a 1,50 metros. No debe excederse la cantidad de explosivos en almacenamiento, según la capacidad de diseño de los polvorines. En las proximidades de cada polvorín deberán situarse elementos convenientes para combatir un principio de incendio. El suelo de los depósitos deberá estar dotado de un entarimado de madera o de material adecuado, que no produzca chispas, y de fácil limpieza. Los que contengan residuos de explosivos, deberán limpiarse con agentes apropiados para este fin. La instalación del alumbrado debe estar hecha con material antideflagrante. El movimiento de explosivos y accesorios en los polvorines, deberá ser realizado por personas autorizadas y especialmente entrenadas. La apertura de las cajas de madera que contengan explosivos, deberá hacerse en cámaras de distribución fuera de los polvorines. Se utilizará para ello herramientas que no produzcan chispas. No dejar explosivo suelto o cajas de explosivo abiertas dentro del polvorín. Ing. Miguel A. Gil
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Por ninguna circunstancia deberá emprenderse la construcción de polvorines sin la autorización expresa de la DAEX. Todo depósito donde permanezcan explosivos almacenados, debe estar custodiados por cuatro (4) efectivos de las Fuerzas Armadas.
TRANSPORTE DE EXPLOSIVOS Las normas que se detallan a continuación se refieren al uso de transporte por carreteras, por ser el medio más utilizado en Venezuela y del que se posee mayor experiencia.
Los vehículos destinados al transporte de explosivos deben ser adaptados para tales fines en las mejores condiciones posibles. El vehículo debe equiparse con dos (2) extintores de incendio. Se debe disponer en la cabina del vehículo, de un interruptor manual para dejar fuera de servicio la batería del vehículo. El vehículo debe ser abastecido de combustible y lubricantes antes de cargarlo. El interior de la carga debe ser hermético. El material a cargar debe estar bien embalado y empaquetado en las condiciones de seguridad necesarias. El vehículo debe ir provisto de dos (2) banderas rojas de 60 x 60 cm. (una en la parte de atrás y otra en la de adelante), así como letreros que indiquen "PELIGRO". Debe asegurarse que entre la carga no queden espacios vacíos para evitar los movimientos bruscos de la misma. No se deben cargar, en un mismo vehículo, explosivos y detonadores. No debe transportarse explosivos que estén o se sospeche estén en mal estado o en proceso de descomposición. La batería, instalación eléctrica, tubo de escape y tanque de combustible, deben estar lo suficientemente lejos de la carga o aislados de ella. El vehículo debe ser cargado con la mitad de la carga admisible por la legislación vigente. Debe cuidarse que las piezas metálicas que estén en contacto con la carga estén recubiertas de madera u otro material no productor de chispas. El trayecto debe recorrerse durante el día, no atravesar ciudades o poblaciones y no estacionar cerca de sitios poblados, talleres, gasolineras, restaurantes, a menos que sea inevitable. No transportar otro tipo de mercancía donde se transporte explosivos. El transporte debe hacerse bajo la custodia de cuatro (4) efectivos de la Guardia Nacional. No se permite fumar ni que viajen en el vehículo personas no autorizadas o innecesarias. Las entregas de explosivos se efectuarán en el polvorín o en cualquier otro lugar bien retirado de las áreas pobladas. En caso de fuego en la carga se debe: Detener el tráfico y desalojar el área en un radio no menor a 700 m. No intentar sofocar el incendio. En caso de fuego en los neumáticos se debe: Utilizar agua en abundancia, extintores de polvo seco o tierra. Utilizar el extintor en pocas dosis. Quitar la rueda y alejarla del vehículo. En caso de fuego en la cabina o motor se debe: Utilizar extintores de polvo seco, espuma o agua. Desconectar la batería. En caso de fuego en la caja de carga se debe: Despejar el área en un radio de 700 m antes que el fuego llegue a la carga. Utilizar extintores de polvo seco, espuma o agua. No luchar contra el fuego después que alcance la carga. Ing. Miguel A. Gil
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USO DE LOS EXPLOSIVOS La manipulación de los explosivos para su directo empleo es, en toda la operación, el punto más delicado y donde se debe tomar el mayor numero de precauciones.
Distribución de los explosivos en los lugares de trabajo
El encargado del despacho debe evitar la entrega de material cuyo estado de conservación sea sospechoso. Cuando se retire el explosivo del polvorín no debe fumarse ni llevar lámpara de llama desnuda. El transporte de los detonadores y explosivos, desde el polvorín hasta el sitio de trabajo, debe hacerse por separado. Los detonadores deben llevarse en bolsas, convenientemente dispuestas, para evitar el choque de unos casquillos contra otros. Es peligroso el transporte de explosivos o accesorios en los bolsillos des la ropa. Se debe trasladar los explosivos a los frentes de trabajo en el momento de su utilización inmediata.
Precauciones anterior a la carga
El personal encargado del manejo de explosivos y de la carga de barrenos, debe estar suficientemente entrenado para ese efecto. No debe realizarse o recargarse un barreno que haya sido anteriormente cargado y disparado. Cuando se vaya a cargar un frente, se debe depositar los explosivos en lugar seguro, evitando que pueda caer sobre ellos cualquier material desprendido. Antes de introducir la carga en el barreno, éste debe limpiarse cuidadosamente.
Cebado y carga
Preparar los cebos de acuerdo con los métodos recomendados por los fabricantes de explosivos y comprobar que el iniciador está bien colocado dentro del cartucho. Asegurarse que durante la carga no se ejerce tensión en los cables del detonador, tubos de choque o en el cordón detonante y puntos de unión. Insertar los detonadores dentro de un orificio practicado en los cartuchos con un punzón adecuado para este propósito, que podrá ser de madera, cobre, bronce o alguna aleación metálica que no produzca chispas. No preparar con mucha antelación ni en cantidad mayor a la que se va a utilizar de inmediato los cebos. Tampoco realizar dicha operación en el interior de polvorines o cerca de explosivos. La carga de los barrenos debe efectuarse lo más próximo posible al momento de la voladura. Nunca debe dejarse barrenos cargados sin conectar, para su posterior disparo. La carga, cebado y atacado de los barrenos, debe siempre ser realizado por personal especializado que posea la necesaria formación profesional. No debe iniciarse ningún explosivo que no esté contenido en un barreno convenientemente perforado y adecuadamente obturado. Los cartuchos deben introducirse sin violencia dentro del barreno, evitando golpes bruscos. Cuando sea necesario el empleo de atacador para la introducción de los cartuchos, éste será de madera o cualquier otro material que no produzca chispas o se cargue de electricidad estática. La limpieza de un barreno que haya quedado obstruido durante la carga, es una operación delicada que no debe realizarse a menos que sea absolutamente imprescindible. Ing. Miguel A. Gil
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El detonador empleado en la preparación del cebo debe ser de potencia suficiente para iniciar la detonación de la carga. No dejar explosivos sobrantes dentro de la zona de trabajo durante y después de la carga de los barrenos. La atacadura debe hacerse con materiales apropiados, ininflamables y que no sean susceptibles de almacenar cargas de electricidad estática.
Disparo
La voladura debe planearse de forma tal, que coincida con la hora de presencia del menor número de personas en las áreas de trabajo. Debe procurarse que la ejecución de la voladura se realice siempre a hora fija, perfectamente conocida por el personal. Todo frente cargado debe quedar bajo vigilancia, impidiéndose el acceso a cualquier persona que no tenga una responsabilidad concreta en el trabajo de voladura. Cerciorarse de que todos los explosivos excedentes se encuentran en un lugar seguro y que todas las personas y vehículos estén a una distancia segura o debidamente resguardados Cuando se vaya a iniciar el disparo, se asegurará la ausencia de toda persona en el área de peligro y se vigilarán todos los posibles accesos, para evitar la entrada de cualquier persona. Se establecerá un sistema de señales adecuadas para indicar la proximidad del disparo, su inminencia y el momento de su realización. No regresar al área de la voladura hasta que se hayan disipado los humos y los gases. No investigar un eventual fallo de las voladuras demasiado pronto. esperar un tiempo prudencial. En caso de fallo, no perforar o manejar una carga de explosivo sin la dirección de una persona competente y experimentada, que tenga autorización para ello.
Iniciación eléctrica
Se deben tomar medidas oportunas para evitar la llegada, al circuito de la voladura, de corrientes extrañas a la de encendido, evitando la manipulación de detonadores cuando exista una fuente de electricidad estática sin eliminar. Los cartuchos de cebo deben prepararse inmediatamente antes de la carga, manteniéndose alejado el que realiza la operación del resto de los explosivos y los detonadores. Debe evitarse en lo posible no dañar los hilos del detonador cuando se carga en el barreno. Los extremos de los hilos del detonador deben estar completamente aislados del terreno, otros conductores, tuberías, carriles u otras trayectorias para corrientes erráticas. Previamente al disparo, se comprobará el circuito con un medidor especialmente diseñado para tal fin. Deben utilizarse explosores de garantía, preferiblemente del tipo de condensador. Antes de la instalación de los detonadores, deberán revisarse uno a uno, a fin de comprobar su confiabilidad. No deben utilizarse en un mismo circuito, detonadores de diferentes potencias, diseños o fabricantes. No se debe aplicar al circuito una corriente de menor intensidad a la especificada en el diseño. Se debe revisar siempre las líneas de suministro de corriente y los hilos del detonador, asegurándose que estén limpios y en buen estado. Además debe asegurarse que el detonador se encuentre cortocircuitado.
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Iniciación con mecha de seguridad
Evitar causar daños al recubrimiento de la mecha, manejándola cuidadosamente. Antes de unir el detonador a la mecha, se debe asegurar que el mismo esté totalmente libre de cualquier anomalía o material extraño que pueda impedir la continuidad de la llama. Se debe estar seguro de la velocidad de quemado de la mecha antes de su utilización. Se debe realizar el aseguramiento de la unión mecha - detonador con herramientas especialmente diseñadas para tal fin. La mecha debe ser cortada en ángulo recto e introducida en el detonador hasta tocar suavemente la carga del mismo, evitando girarla después que se encuentre en posición. Debe evitarse doblar la mecha en ángulos agudos, ya que puede ser causa de la interrupción del núcleo de la misma, proporcionando su discontinuidad y posible fallo.
DESTRUCCIÓN DE EXPLOSIVOS En ocasiones, se presenta la necesidad de destruir explosivos que se han estropeado en los almacenes, deteriorados en el transporte o que han sobrado después de la realización de un trabajo. Los explosivos deteriorados son mucho más peligrosos que los que están en buenas condiciones, requiriéndose una manipulación especial.
Debe elegirse para la destrucción un lugar lo suficientemente alejado de zonas habitadas, carreteras, etc. Siempre destruir o deshacerse de los explosivos de acuerdo con los métodos aprobados: por combustión, por explosión y destrucción química; guardando las distancias de seguridad prescritas. En la destrucción por explosión se recomienda que ésta se haga confinada en un barreno, bajo arena fina o bajo agua, pues de llevarse a cabo al aire libre la onda aérea y el ruido serán extremadamente elevados. La iniciación se hará eléctricamente con cebos adecuados. No deben destruirse explosivos de clases diferentes en forma conjunta. Las cantidades pequeñas de explosivos pueden ser destruidas haciéndolas detonar. La mejor forma de destruir un explosivo o cordón detonante es quemándolo. No debe quemarse al mismo tiempo más de 15 Kg de explosivo; si la cantidad excede ese límite, se procederá a repartirse en pilas diferentes de 5 Kg c/u., no quemando más de una pila a la vez. Las pilas se dispondrán a una distancia mínima de 10 m. Para deshacerse del cordón detonante el mejor procedimiento consiste en extenderlo en trozos rectilíneos en un lecho de leña seca o paja, impregnándolo en gasolina o gas-oil, como con los explosivos convencionales. Nunca se debe quemar en carretes Los explosivos no deberán ser quemados dentro de cajas o amontonados; si arden con dificultad, es necesario impregnarlos de combustible. Se hace la misma operación si están mojados. Los detonadores eléctricos y relés de microrretardo se destruirán, si se encuentran en número elevado, en condiciones de confinamiento en una cavidad o barreno en el terreno con ayuda de alguna cantidad de explosivo o rodeando al manojo de accesorios con varias vueltas de cordón detonante. Nunca permitir que el papel, cartón u otros materiales utilizados para el embalaje de explosivos sean quemados en estufas, chimeneas u otros lugares cerrados, ni que sean utilizados para otros fines. Disponer dichos materiales en capas delgadas, en un sitio aprobado y al aire libre, y al quemarlos situarse por lo menos a 30 m de distancia del punto de destrucción. La destrucción química, que es uno de los métodos empleados para los agentes explosivos, especialmente el ANFO, se lleva a cabo por disolución de los nitratos en agua. En estos casos deben tomarse precauciones para controlar la contaminación. Ing. Miguel A. Gil
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TRATAMIENTO DE FALLAS Después del disparo y solamente después de haber pasado un tiempo prudencial el encargado de la operación regresará al lugar de la voladura para efectuar su evaluación de la fragmentación, empuje, volumen removido y sobre rotura. Es en este momento que deberá tener presentes los riesgos de gases tóxicos remanentes, restos de explosivo o accesorios no detonados (tiros fallados) y el desprendimiento de bloques de roca capaces de causar daño. En estos casos se prohibirá el acceso al lugar hasta no haber eliminado el peligro.
Medidas generales
Examinar el frente disparado con cuidado en su totalidad, ubicar los “huecos quedados”, buscar los restos de explosivo y accesorios no explotados entre los escombros de la voladura, recogerlos si es factible y llevarlos a lugar seguro para eliminarlos, antes que ingrese el equipo de limpieza para cargar el material disparado. Ventilar y regar el frente disparado y asegurar los techos o taludes para evitar desprendimientos de la roca. Eliminar los huecos quedados con chorro de agua, o colocarles un nuevo cebo y volverlos a disparar, en último caso con una plasta o parche encima. Jamás se tratará de extraer el explosivo de un hueco quedado mediante el cucharón o atacador. Después de terminada la operación de limpieza, al iniciarse la nueva perforación se debe asegurar que el personal no vuelve a taladrar en las “cañas” de barrenos anteriores aunque no se vea explosivo en ellos. Señalizar el lugar donde se encuentran los barrenos fallidos. Eliminar los barrenos fallidos antes de reiniciar los trabajos de perforación en áreas próximas. Si la voladura ha sido eléctrica y el circuito está visible, comprobar la continuidad del mismo desde un área segura y disparar, si es correcto, tomando medidas suplementarias frente a las posibles proyecciones. En el caso de cebado con cordón, intentar retirar el material de retacado y colocar un cartucho cebo junto al explosivo para su destrucción. Retacar la pega con arena o material granular fino. Si el explosivo no está accesible, perforar un nuevo barreno a una distancia superior a «10 D», en los casos en que está permitido por la reglamentación vigente. Destinar a personal muy cualificado las labores de neutralización y eliminación de explosivos no detonados.
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CAPITULO 11: EFECTOS DE LAS ROCAS Y LA GEOLOGÍA EN LAS VOLADURAS La facilidad o dificultad para que la roca sea volada está determinada por la resistencia de la roca a los esfuerzos generados por la voladura, lo cual está fuertemente influenciado por el estado de la roca y su tipo de formación. Los materiales que constituyen los macizos rocosos poseen ciertas características físicas que son función de su origen y de los procesos geológicos que sobre ellos han actuado. El conjunto de estos fenómenos conduce en un determinado entorno, a una litología particular con heterogeneidades debidas a su contenido mineralógico, a las discontinuidades de la matriz rocosa (poros y fisuras) y a una estructura geológica en un estado de tensión característico, con un gran número de discontinuidades estructurales (planos de estratificación, fracturas, diaclasas, etc.).
TIPOLOGÍA DE LAS ROCAS PARA VOLADURAS Para propósitos de voladura las rocas suelen ser clasificadas en dos grandes grupos:
Rocas ígneas y metamórficas: Son usualmente las más duras de perforar y difíciles de volar. Por su origen plutónico o volcánico están asociadas a disturbios tectónicos que las han plegado y fisurado, mostrando planos de contactos no regulares y amplia variación en su estructura granular. Pueden calificarse en dos grupos: a. De granulometría fina y aquellas cuyas propiedades elásticas tienden a absorber la onda de choque generada por la voladura antes que a fracturarse. Ejemplos: filitas, gneises, esquistos micáceos, hornblenda. b. De granulometría gruesa como el granito, diorita y algunas cuarcitas silíceas, algunas veces difíciles de perforar y muy abrasivas por su contenido de sílice, pero que usualmente se fragmentan con facilidad en la voladura.
Rocas sedimentarias: En estas rocas el espesor del bandeamiento varía de acuerdo al tiempo de acumulación y la naturaleza de origen. Cuanto más masivas sean y cuanto más definido y amplio el bandeamiento, más difíciles son de volar eficientemente. La perforabilidad dependerá más de sus propiedades abrasivas que de su misma dureza. Algunas areniscas y calizas pueden presentar problemas difíciles de voladura. En particular, las rocas de grano grueso con una matriz débil requieren consideraciones especiales porque en los disparos tienden más a compactarse o abovedar antes que a romperse claramente.
PROPIEDADES Y CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA Las características geológicas y mecánicas, además de las condiciones del estado de las rocas a volar, determinarán el tipo de explosivo que deberá emplearse para fracturarlas eficiente y económicamente. Por ello, es muy importante que además de conocer las propiedades del explosivo se tenga en cuenta el grado de influencia que puedan presentar algunos parámetros de la roca como: a. b. c. d. e. f. g. h.
Densidad o peso específico. Porosidad. Esponjamiento. Humedad. Dureza. Resistencia mecánica a la compresión y tensión. Frecuencia sísmica. Variabilidad.
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Densidad o peso específico Característica intrínseca de la estructura molecular de las rocas. Se define como la relación entre la masa del material y su volumen, siendo un factor ampliamente usado como indicador general de la mayor o menor dificultad que pueda encontrarse para fracturar a una roca, y en la práctica se relaciona con el grado de macicez y dureza, por tanto con el grado de compactación o porosidad. Como regla general las rocas densas para lograr una fragmentación satisfactoria, así como un buen desplazamiento y esponjamiento, requieren de explosivos de alta presión de detonación, mientras que las rocas de baja densidad se deforman y rompen con facilidad, requiriendo un factor de energía relativamente bajo. Sin embargo, algunas rocas relativamente densas y porosas parecen absorber la energía de la explosión haciendo difícil su fracturamiento. En rocas con alta densidad para que el impulso impartido a la roca por la acción de los gases sea el adecuado, deberán tomarse las siguientes medidas:
Aumentar el diámetro de perforación para elevar así la presión de barreno Reducir el patrón de voladuras y modificar la secuencia de encendido. Mejorar la efectividad de la atacadura con el fin de aumentar el tiempo de actuación de los gases y hacer que éstos escapen por el frente libre y no por la atacadura Utilizar explosivos con alta Energía de Burbuja
Porosidad Existen dos tipos de porosidad: la intergranular de formación y la de disolución o post-formación. La primera, cuya distribución en el macizo puede considerarse uniforme, provoca dos efectos:
Atenuación de la energía de la onda de choque. Reducción de la resistencia dinámica a la compresión y, consecuentemente, incremento de la trituración y porcentaje de finos.
El trabajo de fragmentación de rocas muy porosas se realiza, casi en su totalidad, por la energía de burbuja, por lo que deberán observarse las siguientes recomendaciones:
Utilizar explosivos con una relación «EB/ET» elevada, como por ejemplo el ANFO. Incrementar la «EB» a costa de la «ET», mediante el desacoplamiento de las cargas y los sistemas de iniciación. Retener los gases de voladuras a alta presión con un dimensionamiento adecuado de la longitud y tipo de atacadura. Con varios frentes libres, mantener dimensiones iguales del retiro en cada barreno.
La porosidad de post-formación es la causada por los huecos y cavidades que resultan de la disolución del material rocoso por las aguas subterráneas. Los espacios vacíos son mucho mayores y su distribución es menos uniforme que la de la porosidad intergranular. También en las rocas de origen volcánico es frecuente encontrar un gran número de oquedades formadas durante su consolidación. Las cavidades intersectadas por los barrenos no sólo dificultan la perforación con la pérdida de varillaje y atranques, sino incluso la eficiencia de la voladura, especialmente cuando se utilizan explosivos a granel y bombeables. Si los barrenos no intersectan a las cavidades, el rendimiento de la voladura también disminuye por:
La prematura terminación de las grietas radiales al ser interrumpidas en su propagación por los huecos existentes. La rápida caída de la presión de los gases al intercomunicarse el barreno con las cavidades. Y por ello, el frenado de la apertura de grietas radiales al escapar los gases hacia los espacios vacíos. Ing. Miguel A. Gil
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Esponjamiento Es el aumento de volumen que se produce en el material rocoso al excavarlo. Se expresa mediante porcentaje de aumento sobre el volumen original en el banco, denominándose “factor de Esponjamiento o Fe” y viene a ser la relación entre la densidad del material en el banco y la del material suelto, expresándose en porcentaje:
Donde Densidad en Tm/m3
Humedad Todos los materiales pétreos poseen cierta humedad natural como resultado del contenido de agua retenida en sus poros e intersticios. Normalmente la humedad natural de las rocas no presenta mayor problema para el empleo de la mayoría de los explosivos, pero si el nivel de saturación es alto será necesario emplear explosivos con resistencia al agua, como las gelatinas y los slurries. En muchos casos el nivel de saturación es incrementado por agua freática que discurre a través de las fisuras, diaclasas o planos de estratificación de la roca la que de inmediato se acumula en los huecos que se perforan para la voladura, lo que sí obliga a emplear explosivos del mayor nivel de resistencia al agua. La porosidad y la humedad influyen en el rango de transferencia de las ondas de detonación de la voladura, por lo general amortiguándolas, lo que deberá tenerse en cuenta al momento de planificar el disparo.
Dureza La dureza y cohesión de las rocas y minerales dependen de los enlaces entre moléculas constituyentes. Técnicamente por “dureza” se entiende a la resistencia al corte y penetración que presentan las rocas a la perforación, pero en la práctica se ha hecho común emplear el término para indicar su comportamiento en la voladura clasificándolas como: duras, intermedias y blandas. Una escala de dureza muy conocida es la de Mohs que va de 1 a 10 y se basa en la facilidad de rayado de los minerales. También se tiene varias clasificaciones de rocas por su “dureza relativa” como la de Protodiakonov, que ayudan en la determinación de las características del material para su voladura.
Resistencia mecánica a la compresión y tensión. Las propiedades de resistencia a la tracción y compresión se usan a veces para clasificar las rocas en cuanto a su facilidad de rompimiento con explosivos. Una característica común de las rocas y decisiva para el proceso de fragmentación es su alto porcentaje de resistencia a la compresión versus su baja resistencia a la tracción (tensión). Teniendo en cuenta que la mayoría de las rocas son muy débiles en tensión y en vista que ella mide la susceptibilidad a las fallas o fracturas de tracción por fatiga debido a las ondas de reflejo (como se comentó al hablar de mecánica de voladura), la relación entre la resistencia a la tracción y compresión ha sido definida como el coeficiente de volabilidad. Se dice que un material es “elástico” cuando tiende a volver a su forma original después de haber sido sometido a una deformación por aplicación de algún tipo de esfuerzo. Algunas rocas se comportan de tal manera aunque sin llegar a ser realmente "elásticas", son difíciles de fracturar adecuadamente tendiendo más bien a apelmazarse, como es el caso del Yeso o la Sal gema cuando son volados.
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Frecuencia sísmica de la roca La velocidad con la que se propagan las ondas de tensión en las rocas, afecta a la distribución y al tiempo de aplicación de los esfuerzos de tensión impuestos sobre la roca por la detonación del explosivo, y segundo porque es una medida de su capacidad elástica, dando una idea de su capacidad de resistencia o dureza. Luego también de sí es necesario o no emplear explosivos de alta velocidad para fracturarla. El producto de velocidad y densidad es un parámetro útil de la roca para canalizar la transferencia de energía de la onda de detonación en el explosivo hasta la onda de tensión de la roca. Puede decirse que para romper adecuadamente una roca de alta frecuencia sísmica se deberá emplear un explosivo también de alta velocidad de detonación. El grado de alteración de una roca o su variable contenido de humedad afectan la velocidad de propagación de las ondas, siendo normalmente más altas cuando la roca está fresca y compacta.
Variabilidad Las rocas no son homogéneas ni isotrópicas; una misma formación rocosa de aspecto homogéneo varía en sus rasgos identificables de microestructura, planos de debilidad, contenido de agua y otros parámetros, variando su comportamiento en voladura a veces sorprendentemente. Los planos de debilidad pueden originar direcciones preferidas para el fracturamiento de la roca. Los planos de debilidad influyen en la dirección de propagación de las ondas de tensión y por lo tanto en los planos de fractura. El contenido de agua en las rocas puede ser variable en cuanto a su volumen y localización influyendo en la absorción de la energía de la explosión, lo que puede mejorar o deteriorar la rotura. Otros dos parámetros en estrecha relación con la variabilidad son la “textura” y la “estructura”. La textura se refiere al tamaño, forma, distribución, clasificación y amarre de los cristales en las rocas ígneas y de los granos en las sedimentarias o metamórficas, así como las propiedades físicas resultantes a caracteres mayores como la estratificación, grietas, fallas y planos de clivaje, incluyendo la morfología del yacimiento, su rumbo y buzamiento. En muchos casos de voladura el patrón estructural de la roca ejerce un mayor control sobre la fragmentación resultante. Los planos de estratificación influyen en la fragilidad de la roca. Es una ventaja cuando están muy cercanos porque pueden emplearse explosivos poco densos y lentos, mientras que si son escasos o están muy separados tienden a producir grandes cantos o bolones que pueden exigir una posterior voladura secundaria. Los planos de estratificación muy separados o en ángulo pueden indicar la necesidad de cebados múltiples (cargas espaciadas), o axiales.
Fricción interna Como las rocas no constituyen un medio elástico, parte de la energía de la onda de tensión que se propaga a través de él se convierte en calor por diversos mecanismos. Estos mecanismos son conocidos por «fricción interna» o «capacidad de amortización específica - SDC», que miden la capacidad de las rocas para atenuar la onda de tensión generada por la detonación del explosivo. La SDC aumenta con la porosidad, la permeabilidad, las juntas y el contenido en agua de la roca. También aumenta considerablemente con los niveles meteorizados en función de su espesor y alteración. La intensidad de la fracturación debida a la onda de tensión aumenta conforme disminuye la SDC. Así por ejemplo, los explosivos tipo hidrogeles son más efectivos en formaciones duras y cristalinas que en los materiales blandos y descompuestos. Por el contrario, en éstos últimos, el ANFO es más adecuado a pesar de su menor energía de tensión.
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ESTRUCTURAS PRESENTES EN LAS ROCAS Los resultados de las voladuras tienen efectos significativos en las etapas posteriores de las operaciones mineras: disminución de las voladuras secundarias, eficiencia en las labores de excavación, condición de las vías y rampas de acarreo y operaciones de trituración y molienda. La presencia de grandes bloques en la voladura, repiés, excesiva proyección de rocas, incremento en las operaciones de perforación, aumento de las voladuras secundarias y disminución de la rata de excavación, incrementan de manera significativa los costos de operación, por lo tanto, se hace necesario un estudio objetivo de las variables geológicas más importantes, que inciden en la voladura, para obtener resultados óptimos. Debido a su formación, edad y a los diversos eventos geológicos que han sufrido, las rocas presentan diversas estructuras secundarias que influyen en su fracturamiento con explosivos. Entre ellas tenemos:
Estratificación o bandeamiento Planos que dividen a las capas o estratos de las rocas sedimentarias de iguales o diferentes características físicas (litológicas); también ocurren en ciertos casos de disyunción en rocas graníticas. Generalmente ayudan a la fragmentación.
Esquistosidad Bandeamiento laminar que presentan ciertas rocas metamórficas de grano fino a medio con tendencia a desprender láminas. Se rompen fácilmente.
Fracturas En las rocas, en las que no hay desplazamiento, se presentan en forma perpendicular o paralela a los planos de estratificación o mantos en derrames ígneos, con grietas de tensión (diaclasas), grietas de enfriamiento (disyunción) y otras. El espaciamiento entre ellas es variable y en algunos casos presentan sistemas complejos entrecruzados. La abertura, también variable, puede o no contener material de relleno.
Fallas Fracturas en las que se presenta desplazamiento entre dos bloques. Usualmente contienen material de relleno de grano fino (arcilla, panizo, milonita) o mineralización importante para la minería. En perforación reducen los rangos de penetración, y pueden apretar o trabar a los barrenos. Las rocas son propicias a sobrerrotura (over break, back break) junto a los planos de falla.
Contactos Planos de contacto o discontinuidades entre estratos o capas del mismo material o de diferentes tipos de roca. Ing. Miguel A. Gil
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INFLUENCIA DE LAS ESTRUCTURAS EN LAS VOLADURAS Litología Las voladuras en zonas donde se produce un cambio litológico brusco, por ejemplo estéril y mineral, y consecuentemente una variación de las propiedades resistentes de las rocas obliga a una reconsideración del diseño, pudiendo seguirse dos vías: a. Patrones de voladuras iguales para los dos tipos de roca y variación de las cargas por barreno. b. Patrones de voladura, distintos, pero con igual carga por barreno. Esta disposición suele adaptarse manteniendo igual el retiro y modificando el valor del espaciamiento, ya que la variación de ambos valores en cada zona, implicaría mayor complejidad en la perforación y un escalonamiento del nuevo frente creado. Es aconsejable que la localización de los multiplicadores en las columnas de explosivo, coincida con los niveles más duros a fin de aprovechar al máximo la energía de tensión desarrollada. Cuando se encuentran en contacto dos materiales de características resistentes muy diferentes, como por ejemplo una caliza competente en contacto con arcillas muy plásticas, y si los barrenos atraviesan estas formaciones, tendrá lugar una gran pérdida de energía asociada con la caída de presión y escape de los gases al producirse deformaciones rápidas de dichos materiales blandos y, por consiguiente, se obtendrá una mala fragmentación. Para aumentar el rendimiento de las voladuras en estos casos se recomienda:
Retacar con material adecuado aquellas zonas del barreno que estén en contacto con material plástico o próximo a ellas. Emplear cargas de explosivo totalmente acopladas a la roca competente con una gran velocidad de detonación y una relación de ET/EB alta. Situar los multiplicadores en el punto medio de la roca dura para incrementar la resultante de la onda de tensión que actúa a ambos lados. Evitar el escape prematuro de los gases a la atmósfera asegurando que tanto la longitud de retacado (al menos 20 D) y la dimensión del retiro son correctos en la parte superior de los barrenos.
Estructuras preexistentes Todas las rocas en la naturaleza presentan algún tipo de discontinuidad, microfisuras y macrofisuras, que influyen de manera decisiva en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y, consecuentemente, en los resultados de las voladuras. Las discontinuidades pueden ser cerradas, abiertas o rellenas, y por ello con diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Los bordes de estas discontinuidades son superficies planas sobre las cuales se reflejan las ondas de choque atenuando y dispersando la energía desarrollada.
Pocas estructuras o estructuras ampliamente separadas Pueden ser una desventaja para la fragmentación por los siguientes motivos: Ing. Miguel A. Gil
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Interrupción de las ondas sísmicas o de tensión. Fallas de confinamiento. A menudo enormes variaciones en dureza y densidad entre los estratos (incompetencia). Preformación de bloques sobredimensionados. Sopladura de barrenos por escape de gases. En perforación, menor rango de perforación y desviación cuando no se perfora perpendicularmente al bandeamiento.
Soluciones factibles: -
Empleo de explosivos densos y de alta velocidad. Empleo de cargas espaciadas. Intervalos de retardo más cortos entre barrenos (favorable para la fragmentación y para reducir vibraciones). Ajuste de mallas de perforación, más apretadas.
Estructuras apretadas Normalmente son una ventaja, mejor transmisión de las ondas de tensión con mejor fragmentación y control del disparo. Las rocas con baja resistencia junto con bandeamiento apretado, como las lutitas y esquistos presentan buena fragmentación. Algunos aspectos técnicos pueden bajar costos en estas condiciones: -
Explosivos y cebos de menor velocidad y densidad son efectivos en estas rocas (areniscas, lutitas, esquistos, etc.). Tiempos de retardo más largos resultan más efectivos para el desplazamiento y son favorables para reducir las vibraciones. Se consiguen mayores rangos de velocidad de perforación. Se puede incrementar la producción ampliando el retiro y el espaciamiento e incrementando el diámetro de hueco, pero debe controlarse la vibración.
Estratificación plana u horizontal Estructuras predecibles. -
Reduce la probabilidad de que se atranquen los barrenos. Los barrenos deben ser verticales y rectos ya que estos planos no afectan por desviación. En estas condiciones son factibles de aplicar opciones técnicas en mallas, inclinación de barrenos y sistemas de inclinación para mejorar la voladura. Por otro lado estratos o discontinuidades en ángulo pueden desviar la dirección de los barrenos.
Usualmente las fracturas espaciadas generan bolones mientras que las apretadas producen fragmentación menuda. En el primer caso los barrenos requieren cargas concentradas de alto Ing. Miguel A. Gil
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impacto y velocidad, mientras que en el segundo se prefiere explosivos lentos, menos trituradores pero más impulsores.
CONTROL GEOESTRUCTURAL DEL MACIZO ROCOSO Otro aspecto del diseño de las voladuras es lo que se entiende por control geoestructural del macizo rocoso, que se refiere a la orientación relativa del frente y dirección de salida de la voladura con respecto a la dirección y buzamiento de los estratos. El rumbo indica la dirección de la estructura (con relación a los puntos cardinales o norte geográfico) y el buzamiento el ángulo de inclinación con respecto a la horizontal. Ambos indican cuando, o no, los barrenos atravesarán, perpendicular o transversalmente, a las estructuras.
Influencia del rumbo en las voladuras Rumbo en ángulo con la cara libre: Fracturas o fallas en ángulo con la cara libre contribuyen a mejor fragmentación con aceptable rotura final y rotura hacia atrás (back break). Buena condición para voladura. Rumbo perpendicular a la cara libre: Fractura o fallas perpendiculares a la cara libre (entre los espaciamientos de barrenos) tienden a contribuir con rotura de bloques, poca rotura final y considerable rotura hacia atrás. Mala condición para voladura. Rumbo paralelo a la cara libre: Fallas y fracturas provocan fracturamiento sobredimensionada, mala rotura final pero generalmente una pared posterior estable. Mala condición para fragmentación por voladura. Efectos negativos en el rendimiento de la voladura: -
Roca con estructuras complicadas. Zonas de incompetencia. Rocas con zonas competentes intercaladas con zonas incompetentes.
Soluciones factibles: 1. Efectuar voladuras de prueba, si esto es posible. 2. Diseñar la voladura para que la cara libre se desplace en un ángulo con las estructuras geológicas. Esto puede o no ser posible y puede involucrar alteraciones en los intervalos de retardo. 3. Procurar la mejor distribución de la carga explosiva para sobreponerla a las estructuras, aplicando algunas de las siguientes opciones: Ing. Miguel A. Gil
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a. Ampliar los espaciamientos paralelos a las fisuras y reducir el retiro perpendicular a las fisuras. b. Enfocar la dirección del ángulo de movimiento de las salidas. Reducir la malla. Emplear menor diámetro de huecos, lo que proporciona mejor distribución del explosivo y mayor control de la voladura. Perforar huecos satélites entre los huecos de producción. Experimentar con diferentes intervalos de retardo. Intervalos cortos son a menudo efectivos en estructuras sobresalientes.
Influencia del buzamiento en las voladuras Perforación y voladura con el buzamiento a favor: Cuando las estructuras estratigráficas tienen un ángulo de inclinación respecto a la cara libre > 90°, generalmente tenemos un serio problema. En este caso se puede esperar una mayor rotura hacia atrás, ya que la gravedad trabaja contra la dirección de la voladura. Mejor utilización de la energía del explosivo porque los estratos yacen hacia los barrenos, presentando menor resistencia al empuje. Piso del banco más plano o regular con menos problemas de bancos, mayor desplazamiento desde la cara libre lo que resulta en una mejor formación de la pila de escombros. Por otro lado hay la posibilidad de piedras volantes de la cresta del banco. Soluciones factibles: 1. Se debe procurar la selección de una cara libre para la voladura, en otra dirección, que elimine esta condición (caso posible cuando la voladura dispone de más de una cara libre), ya sea para revertir el ángulo y hacerlo favorable o que la cara libre sea perpendicular a la orientación de las capas 2. El retiro y el espaciamiento deben ser reducidos 3. El empleo de barrenos inclinados reduce la rotura hacia atrás. Se debe tratar de perforar en un ángulo de inclinación lo más cercano posible a la inclinación de las capas 4. Ampliando el tiempo de retardo de la inclinación de la última fila de barrenos se puede lograr un buen perfil de la cara final del banco. Perforación y voladura con el buzamiento vertical: Si la estratificación se presenta vertical (90°) a la horizontal del área a volar, se debe procurar que la cara libre por donde se tiene planificada la salida de la voladura sea perpendicular a las capas, en caso que el desarrollo de la mina lo impida, se debe asumir el criterio empleado en el caso anterior. Perforación y voladura con el buzamiento en contra: Menor rotura hacia atrás debido a que los estratos buzan dentro del banco. La resistencia al pie del banco se incrementa dificultando su salida, por lo que se requiere mayor carga explosiva de fondo, piso del banco irregular, menor desplazamiento desde la cara libre, que resulta en una pila de escombros más elevada. En esta situación se espera encontrar las condiciones más desfavorables para la perforación y voladura. Ing. Miguel A. Gil
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1. Piso del banco irregular, frecuentemente con forma “dentada” cuando se intercalan estratos de rocas de diferentes características. 2. Rotura hacia atrás irregular, con entrantes y salientes. 3. Desfavorable orientación de la cara libre, que requiere de trazos de voladura adecuados. Soluciones factibles: 1. Perforar huecos inclinados para eliminar la posibilidad de lomos o repiés. 2. Perforar huecos satélites para eliminar los lomos. 3. Explosivos de alta energía en las áreas de formación de lomos pueden ayudar a mejorar el nivel del piso, la sobreperforación adicional también puede ayudar a mejorar el nivel del piso. 4. Incrementar la sobreperforación y aumentar la potencia de la carga de fondo.
ESTRUCTURAS EN TRABAJOS SUBTERRÁNEOS Las mismas consideraciones sobre estructuras geológicas se aplican en trabajos de subsuelo. Caso especial son los túneles, galerías, rampas y piques donde los sistemas de fracturas dominantes afectan a la perforación y voladura. Los sistemas dominantes clasificados con relación al eje del túnel son tres: A. Sistema de fracturas y juntas perpendiculares al eje del túnel: Por lo general se esperan los mejores resultados de voladura en estas condiciones. B. Sistema de fracturas o juntas paralelas al eje del túnel (planos axiales): En estas condiciones a menudo resultan huecos quedados de distintas longitudes y, excesivamente irregulares condiciones en la nueva cara libre. C. Sistema de fracturas o juntas en ángulos variables con relación al eje del túnel: En estos casos usualmente los huecos de un flanco trabajan mejor que los del otro. Puede decirse que los del lado favorable trabajan “a favor del buzamiento”.
En resumen, la disyunción o fisuramiento por contracción en las rocas ígneas, las grietas de tensión o diaclasamiento y los planos de estratificación en las sedimentarias, así como los planos de contacto o discontinuadas entre formaciones geológicas distintas y especialmente las fallas, Ing. Miguel A. Gil
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tienen definitiva influencia en la fragmentación y desplazamiento del material a volar, por lo que deben ser evaluadas en el mayor detalle posible en el planeamiento del disparo. Otras condiciones geológicas importantes son la excesiva porosidad, presencia de oquedades, geodas, venillas de yeso y sal que amortiguan la onda sísmica. La presencia de agua tiene el mismo efecto además de obligar al empleo de explosivos resistentes al agua y en muchos casos efectuar un bombeo previo para drenar los huecos. También en ocasiones el terreno presenta altas temperaturas que pueden causar detonaciones prematuras, así como algunos sulfuros (pirita, marcasita) que en estas condiciones pueden reaccionar con explosivos en base a nitratos, generando SO2 y calor que descomponen al explosivo.
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CAPITULO 12: PRINCIPIOS GENERALES DE LA VOLADURA MECANISMOS DE ROTURA La fragmentación de rocas por la voladura comprende la acción de un explosivo y la consecuente respuesta de la masa de roca circundante. Este mecanismo aún no está plenamente definido, existiendo, desde la década de los años 50, varias teorías, que se han desarrollado, para explicar el comportamiento de las rocas bajo los efectos de la acción de un explosivo, entre las que mencionamos:
Teoría de reflexión (ondas de tensión reflejadas en una cara libre). Teoría de expansión de gases. Teoría de ruptura flexural (por expansión de gases). Teoría de torque (torsión) o de cizallamiento. Teoría de craterización. Teoría de energía de los frentes de onda de compresión y tensión. Teoría de liberación súbita de cargas. Teoría de nucleación de fracturas en fallas y discontinuidades.
Estas teorías se basan en criterios sobre distribución de energía, acción de fuerzas de compresión-tensión, reflexión de ondas de choque en la cara libre, efectos de corte y cizallamiento por movimiento torsional entre huecos, presión de gases súbitamente aplicados sobre la roca y liberación de cargas, ruptura de material rígido por flexión, integración o nucleación de microfracturas en fisuras y fallas, colisión de fragmentos en el aire y otros, sustentados en especulaciones, investigaciones en laboratorios especializados y campos de pruebas, modelos físicos y matemáticos, pruebas experimentales y de producción controladas por fotografía de alta velocidad y monitoreo sísmico, pruebas con cargas subacuáticas y otros. Algunas teorías se comprueban en ciertas condiciones de trabajo, mientras que bajo otras condiciones no responden, por lo que aún no se consideran concluyentes. Una explicación sencilla, comúnmente aceptada, que resume varios de los conceptos considerados en estas teorías, estima que el proceso ocurre en varias etapas o fases que se desarrollan casi simultáneamente, en un tiempo extremadamente corto, de pocos milisegundos, durante el cual ocurre la completa detonación de una carga confinada, comprendiendo desde el inicio de la fragmentación hasta el total desplazamiento del material volado. Estas etapas son: 1. Detonación del explosivo y generación de la onda de choque. 2. Transferencia de la onda de choque a la masa de la roca iniciando su agrietamiento. 3. Generación y expansión de gases a alta presión y temperatura que provocan el fracturamiento y movimiento de la roca. 4. Desplazamiento de la masa de roca triturada para formar la pila de escombros o detritos.
Descripción del proceso El paso de una onda de choque en la roca, es semejante al paso de una onda en el agua; el agua no se mueve, sino que las moléculas de agua son comprimidas, formando una estructura característica, como lo es la cresta de la onda, aflojando luego y tomando su forma original; esto origina una compresión a las moléculas subsiguientes formándose otra cresta, etc. Al llegar estas ondas a una cara libre, se generan esfuerzos de tensión en la masa de roca, entre la cara libre y el barreno. Si la resistencia a tensión de la roca es excedida, ésta se rompe en el área de la línea de menor resistencia o retiro (burden), en este caso las ondas reflejadas son ondas de tensión que retornan al punto de origen creando fisuras y grietas a partir de los puntos y planos de debilidad naturales existentes, agrietándola profundamente. Aunque la onda compresiva no fractura la roca, ésta genera pequeños agrietamientos en la estructura de la misma que facilitarán la ruptura de la roca en la segunda etapa. Las fracturas radiales producidas viajan a una velocidad de 0,2 a 0,4 Ing. Miguel A. Gil
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veces la velocidad de la onda de choque; esto significa que el fracturamiento se produce a una velocidad entre 500 y 2.000 metros por segundo o 0,5 a 2,0 milisegundos por metro de retiro. Casi simultáneamente, el volumen de gases liberados y en expansión penetra en las grietas iniciales ampliándolas por acción de cuña y creando otras nuevas, con lo que se produce la fragmentación efectiva de la roca. Si la distancia entre el barreno y la cara libre está correctamente calculada, la roca entre ambos puntos cederá, luego los gases remanentes desplazan rápidamente la masa de material triturado hacia adelante, hasta perder su fuerza por enfriamiento y por aumento de volumen de la cavidad formada en la roca, momento en que los fragmentos o detritos caen y se acumulan para formar la pila de escombros. La roca así desprendida aumenta su volumen en un factor (factor de esponjamiento), que es inherente a las características internas de la misma Luego de haberse realizado este proceso y formado una nueva cara libre, otra onda de compresión se refleja en esta cara libre y se produce el mismo efecto anterior, formándose una nueva cara libre, repitiéndose el proceso hasta que se disipen las ondas generadas por la detonación.
La reacción del explosivo en el barreno es muy rápida y su trabajo efectivo se considera completado cuando el volumen de la masa se ha expandido 10 veces el volumen original lo que requiere aproximadamente 5 a 10 milisegundos. El momento de la iniciación del movimiento del frente de la voladura, depende de la medida del retiro, experimentalmente se han encontrado valores entre 15 y 35 metros por segundo, lo cual significaría un promedio de 6 milisegundos por cada metro de retiro.
Voladuras con retardo entre hileras de barrenos El movimiento de la roca es un factor de suma importancia en las voladuras de hileras múltiples. Para las dos primeras hileras, el movimiento de la roca se realiza hacia el frente de la voladura, sin Ing. Miguel A. Gil
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ningún tipo de obstáculos, pero al incrementar el número de hileras, el movimiento de la roca tiende a dirigirse hacia arriba. Esto es causado por la baja velocidad del movimiento rocoso, que resulta en una acumulación en el frente del mismo y reduce la liberación de las hileras posteriores, contribuyendo a un encerramiento del fondo y un incremento de la proyección aérea de rocas. En la práctica, de acuerdo a los tiempos medidos de los fenómenos de fracturamiento y desplazamiento, y en la búsqueda de minimizar estos efectos, se sugiere la utilización de un promedio de 3 a 6 milisegundos por cada metro de retiro, como medida de retardo de las hileras. Es una práctica común en los diseñadores de voladuras colocar retardos dobles en la última hilera, con el fin de evitar o disminuir la rotura atrás. El diámetro del barreno, el retiro, el espaciamiento y la altura del banco, son factores a considerar en el momento de determinar el número de hileras que conforman la voladura, considerando además, que cuando la roca es fracturada, ocupa, aproximadamente, 25% más del área que ocupaba cuando estaba en el banco. Generalmente la cantidad de hileras se reducen en la medida que se incrementa el diámetro de perforación, debido a que éste está en relación directa con la medida del retiro y, por consiguiente, de la cantidad de roca a remover. Es una práctica común reducir a 4 o 6 hileras las voladuras con diámetros grandes (> a 71/2"), y un promedio máximo de 8 hileras en aquellas voladuras con diámetro de huecos entre 3" y 4", con alturas de bancos entre 6 y 8 metros.
Condiciones para la rotura Confinamiento del explosivo en el barreno Para lograr el mejor acoplamiento con la pared interior que permita transferir la onda de choque a la roca, el explosivo suelto, presencia de vacíos o desacoplamiento, disminuyen enormemente este efecto.
Cara libre Es indispensable para la formación y retorno de las ondas de tensión reflejadas que provocan la fragmentación. Si la cara libre es inadecuada la voladura será deficiente y si no hay cara libre las ondas de compresión viajarán libremente sin reflejarse, difundiéndose a la distancia sólo como ondas sísmicas.
Distancia del barreno a la cara libre También denominada línea de menor resistencia, retiro o “burden”. Debe ser adecuada para cada diámetro de hueco. Si es muy larga la reflexión de ondas será mínima, e incluso nula y la fragmentación se limitará a la boca o cuello del hueco formando un cráter. Si estas condiciones son adecuadas, el empuje de los gases sobre la masa de roca en trituración provocará además la formación de “planos de rotura horizontales”, a partir de la cara libre como resultado de los esfuerzos de tensión producidos cuando la roca llega a su límite de deformación elástica y a la deformación convexa de la cara libre, donde se forman grietas de plegamiento, de las que nacen los planos de rotura horizontales mencionados. Este proceso se denomina rotura “flexural”. En el momento de la flexión de la cara libre se produce además cierta proporción de rotura por descostre. El material triturado y proyectado se acumula formando la pila de escombros o detritos, que se extiende al pie de la nueva cara libre, en una distancia mayor que la del retiro original, denominada desplazamiento o spelling, debiéndose considerar que el volumen del material roto es mayor que el que termina in situ, lo que se denomina “esponjamiento”. Este aspecto es importante para calcular el volumen de roca a transportar con los equipos de acarreo y se estima basándose en el “factor de esponjamiento” de los diferentes tipos de rocas y a las dimensiones del corte efectuado con la voladura. Ing. Miguel A. Gil
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Fisuramiento cilíndrico radial Una carga explosiva puntual (relación longitud/diámetro máximo: 6/1), es decir no mayor a 6 veces el equivalente del diámetro del hueco, produce generalmente una excavación en forma de copa o de cráter de limitada profundidad, mientras que un barreno convencional (largo mayor de 6 diámetros) tiene expansión cilíndrica radial en toda su longitud. Inmediatamente después de la detonación, el efecto de impacto de la onda de choque y de los gases en rápida expansión sobre la pared del barreno, ocasionan grandes esfuerzos sobre el área adyacente. Teniendo en cuenta que la presión de gases en la detonación va entre 9 Kbar a 275 Kbar alcanzando temperaturas entre 1.600 y 3.800 °C, su acción sobre la roca circundante a partir del eje del hueco produce teóricamente las siguientes zonas:
2.
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1. Cavidad de detonación: Sitio donde se realiza la explosión, generándose procesos hidrodinámicos inherentes a la detonación de la carga. Siendo los más importantes, la generación de elevadas presiones, ondas de choque y grandes esfuerzos de tracción y tensión tangencial. Zona de pulverización: En los primeros instantes de la detonación, la presión en el frente de la onda de choque que se expande de forma cilíndrica, alcanzando valores que superan ampliamente la resistencia dinámica de la roca a la compresión, provocando su pulverización en un radio que oscila, en condiciones normales, entre 1 y 2 veces el diámetro del barreno. Zona de trituración: A la distancia de 1 hasta 4 o 5 diámetros una zona en donde los esfuerzos y presiones generan fisuras cada vez más débiles y abiertas correspondientes a la zona de fisuramiento radial, acompañadas de fragmentación menuda. Zona de agrietamiento radial: Durante la propagación de la onda de choque, la roca circundante al barreno es sometida a una intensa compresión radial que induce componentes de tracción en los planos tangenciales del frente de dicha onda. Cuando las tensiones superan la resistencia dinámica a tracción de la roca se inicia la formación de una densa zona de grietas radiales alrededor de la zona triturada que rodea al barreno. Zona de deformación elástica: Más allá de los 55 diámetros es la zona de deformación elástica, donde las vibraciones por impacto se transforman en ondas sísmicas. Es la zona más alejada de la cavidad de detonación, en donde los esfuerzos y presiones comienzan a disiparse rápidamente debido a procesos, tales como, absorción de energía, elasticidad de la roca, fracturamiento y agrietamiento. Allí, la intensidad de los esfuerzos de compresión está por debajo de los límites de la roca, provocándole sólo deformación elástica, ya que las rocas son muy resistentes a la compresión. En la medida que en las inmediaciones del barreno no exista una cara libre, las ondas generadas se van disipando en roca infinita.
Esta distribución de grados de rotura y alcance máximo del proceso de la detonación es importante para calcular la distancia entre los huecos de una voladura. Si es adecuada habrá buena fragmentación por interacción entre ellos; si es muy larga sólo producirá craterización en el cuello, dejando fragmentos sobredimensionados entre ellos, o lo que es peor, los huecos solamente soplarán los gases sin producir rotura entre ellos. Estos conceptos, de rotura de roca se aplican a todo tipo de hueco en superficie y subsuelo. También debe tenerse en cuenta las condiciones geológicas circundantes para inferir los Ing. Miguel A. Gil
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resultados. Así por ejemplo las diaclasas o fisuras de otro tipo que sean paralelas al eje del hueco afectarán a la formación de las fisuras radiales interceptándolas; por otro lado las de tipo transversal permitirán la fuga de gases disminuyendo la energía e incluso afectando a otros huecos cercanos.
Rendimiento energético de las voladuras La acción de los explosivos sobre las rocas es la resultante de un conjunto de acciones elementales, que actúan escalonadamente y en ocasiones de forma simultánea en pocos milisegundos, asociadas a los efectos de la onda de choque que transporta la “Energía de Tensión (ET)", y al efecto de los gases de explosión o “Energía de Burbuja (EB)”. Estimaciones efectuadas por Hagan (1977) han puesto de manifiesto que solamente un 15% de la energía total generada en la voladura es aprovechada como trabajo útil en los mecanismos de fragmentación y desplazamiento de la roca. Rascheff y Goemans (1977) afirman que aproximadamente el 53% de la energía del explosivo va asociada a la onda de choque. Este valor depende de las condiciones de experimentación y pueden encontrarse resultados muy dispares que van desde el 5% al 50% de la energía total, según los distintos tipos de roca que se desean fragmentar y la clase de explosivo empleado. Así, en una roca dura, la Energía de Tensión de un explosivo es más importante en la fragmentación que la Energía de Burbuja, sucediendo lo contrario en las formaciones blandas, porosas o fisuradas y los explosivos de baja densidad. Puede observarse que en las voladuras convencionales en banco una gran parte de la energía de la onda de choque se transforma en energía sísmica que da lugar a las vibraciones del terreno a la cual se sumará parte de la energía de los gases. No debe olvidarse, que para conseguir unos resultados óptimos en las voladuras es preciso no sólo fragmentar la roca sino esponjarla y desplazarla una determinada distancia, por lo que los gases juegan también en las últimas etapas un papel decisivo.
NOMENCLATURA Para lograr una mejor comprensión y normalizar la simbología utilizada, se muestra un esquema general de una voladura de banco donde se ilustran las diferentes variables de diseño.
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K D H H0 Hc Hf V Ve
= = = = = = = =
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Altura de banco Diámetro del hueco Profundidad del hueco Atacadura Altura de carga de columna Altura de carga de fondo Retiro nominal Retiro efectivo
E Ee d U LV AV t1. .t2
= = = = = = = =
Espaciamiento nominal Espaciamiento efectivo Diámetro de la carga Sobreperforación Largo de la voladura Ancho de la voladura Angulo de salida Tiempos de retardo
VARIABLES CONTROLABLES En general, además de la realización del proceso de cálculo correspondiente y las consideraciones necesarias acerca de la influencia de las características geomorfológicas del macizo rocoso que se va a volar, para el cálculo y diseño de la voladura, deben analizarse, para los ajustes necesarios en el proceso, un conjunto de variables que son controlables y pueden clasificarse en: Variables geométricas:
Diámetro del hueco Altura del banco Inclinación de los barrenos Atacadura Sobreperforación Retiro y espaciamiento Patrones de voladura Geometría del frente libre Tamaño y forma de las voladuras Volumen de expansión disponible
Variables operativas Influencia del equipo de carga Fragmentación Calidad de la perforación Variables fisicoquímicas:
Explosivos Configuración de las cargas Distribución de los explosivos en el barreno Desacoplamiento de las cargas Consumo especifico de explosivos Iniciación y cebado de las cargas
Variables de tiempo: Diseño de la secuencia de encendido
Variables geométricas Diámetro del hueco Es la medida de la broca de perforación. La selección del diámetro del hueco depende de la geología de la formación, del fracturamiento requerido de la roca, de la altura del banco, los volúmenes de producción, el control de vibraciones y las consideraciones económicas en relación con las inversiones iniciales y los costos operativos. El diámetro del hueco debe tener una relación aproximada entre 0,5 y 1,25% la altura del banco. Teniendo como límite inferior a bancos de 6 metros, tendríamos una relación de diámetro de 30 mm (este es el menor diámetro para un equipo de perforación a cielo abierto). En la práctica, se debe escoger un diámetro de perforación que Ing. Miguel A. Gil
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considere las diferentes alturas de banco que se puedan establecer en la operación de manera de utilizar, el mismo equipo de perforación, para todos los trabajos de voladura. El diámetro de perforación idóneo para un trabajo dado depende de los siguientes factores:
Características del macizo rocoso que se desea volar. Grado de fragmentación requerido. Altura de banco y configuración de las cargas. Economía del proceso de perforación y voladura. Dimensiones del equipo de carga.
Cuando el diámetro de los barrenos “D” es pequeño, los costos de perforación, cebado e iniciación serán altos, y en las operaciones de carga, retacado y conexión se invertirá mucho tiempo y mano de obra. Las ventajas que se presentan son la mejor distribución de carga en la voladura y por lo tanto un menor consumo específico, una mejor fragmentación y un mayor control de las vibraciones. Cuando los diámetros son grandes, y por consiguiente lo son los patrones de perforación, la granulometría que se obtendrá en las voladuras podrá llegar a ser inaceptable si la familia de diaclasas y discontinuidades presentan un espaciamiento amplio y conforman bloques “in situ”. En tales casos se recomienda que el espaciamiento entre barrenos sea menor que la separación media entre fracturas. También debe procederse de igual manera si el área a volar está constituida por una matriz elastoplástica que engloba bloques de roca sana que difícilmente pueden fragmentarse si no se intersectan con barrenos en una malla cerrada. El aumento de “D” va acompañado de las siguientes ventajas:
Elevación de la velocidad de detonación de los explosivos, por lo que se producirá la detonación en un régimen más estable y menos afectado por las condiciones externas. Disminución del coste global de perforación y voladura. Posibilidad de mecanización de la carga de explosivo. Mayor rendimiento de la perforación (m3 volados/m perforado). Aumento del rendimiento de la excavadora como consecuencia de la reducción de zonas de baja productividad.
En cuanto a la fragmentación, si se desea que permanezca constante y se aumenta "D”, será preciso elevar el consumo específico de explosivo pues las cargas están peor distribuidas en el macizo rocoso. La longitud de la atacadura "H0” aumenta con el diámetro de perforación, pudiendo llegar a constituir la parte alta del barreno una fuente potencial de formación de bloques. En rocas masivas, cuando la longitud de carga, "Hq”, y el diámetro "D” presenta una relación "Hq/D < 60”, un incremento de este último parámetro tiende a aumentar el tamaño de la fragmentación. Conforme "Hq/D” tiende hacia 60, se obtiene un mejor comportamiento de la fragmentación; sin embargo, al incrementarse el valor de la relación por encima de 60, es necesario elevar el consumo específico si se quiere mantener la fragmentación. En voladuras a cielo abierto los diámetros cubren un amplio rango desde los 50 mm hasta los 380 mm. En obras públicas es habitual operar con valores entre 50 y 115 mm, mientras que en minería la tendencia ha sido incrementar este parámetro de diseño, siendo habituales diámetros comprendidos entre 165 y 310 mm. En trabajos subterráneos el aumento del diámetro de los barrenos ha sido limitado y sólo en la minería metálica se han alcanzado valores entre 125 mm y 220 mm. En el avance de galerías y túneles se opera en el rango de 32 mm a 64 mm y en las voladuras en banco para excavaciones subterráneas lo normal son calibres entre 64 y 90 mm. Ing. Miguel A. Gil
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En relación con los equipos de carga, debe existir un equilibrio entre las dimensiones de éstos, los diámetros de perforación y la capacidad de las unidades de transporte.
Altura del banco Constituye la distancia vertical desde la superficie horizontal superior (cresta) a la inferior (piso) del banco. Su valor es función del equipo de excavación y carga, del diámetro de perforación, de la resistencia de la roca de la estructura geológica y estabilidad del talud, de la mineralización y de aspectos de seguridad. La altura del banco está directamente relacionada al tamaño de los equipos de excavación y carga, seleccionados en función del volumen de producción y otros aspectos de la planificación y desarrollo de las operaciones mineras. En un equipo de carga y acarreo son determinantes, para el valor de la altura de banco, la capacidad volumétrica (m 3) y la altura máxima de elevación del cucharón, además de su forma de trabajo (por levante en cargadores frontales y palas rotatorias o por desgarre hacia abajo en retroexcavadoras). Entre la altura del banco y el diámetro de perforación, también hay una estrecha relación, según el diámetro del hueco en voladuras de cielo abierto, en relación con la resistencia de la roca, se estima que para roca suave alcanzaría a unos 50 diámetros y para roca muy dura a unos 35 diámetros. Para calcular la altura más adecuada o económica en forma práctica, se estimará cuatro veces en metros el diámetro del hueco dado en pulgadas: H (en m) = 4 x D, donde D es el diámetro del hueco en pulgadas. en el caso de las grandes minas, donde se utilizan equipos de gran tamaño y peso, con diámetros de perforación por encima de los 250 mm, la máxima altura del banco está definida por la capacidad de la perforación de los huecos en un solo pase, la altura normal de estos bancos es alrededor de 10 a 15 m. La altura del banco debe ser considerada en el momento de definir el tipo de equipo de perforación y el diámetro de perforación. Generalmente se dice que, para bancos bajos, huecos pequeños, mientras que para bancos altos, huecos grandes. La rigidez del área de la roca situada delante de los barrenos tiene una gran influencia sobre los resultados de las voladuras. Cuando la relación "K/V” es grande, el desplazamiento y deformación de la roca es fácil, particularmente en el centro del banco. Ash (1977), señala que la relación óptima es K/V ≥ 3. Si K/V = 1, se obtendrá una fragmentación gruesa con problemas de sobreexcavación y repiés. Con K/V = 2 se aminoran estos efectos, eliminándose en su totalidad con K/V ≥ 3. La condición K/V ≥ 3 se cumple generalmente en canteras y en explotaciones de descubierta de carbón, pero no en minería metálica puesto que la altura de banco viene impuesta por:
El alcance de la máquina de carga, y La dilución del mineral.
Cuando K es pequeña cualquier variación del retiro “V” o el espaciamiento "E” tiene una gran influencia en los resultados de las voladuras. Cuando K aumenta, manteniendo “V” constante, el espaciamiento puede incrementarse sin verse afectada la fragmentación hasta un valor máximo. Si Ing. Miguel A. Gil
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las alturas de banco son muy grandes, pueden presentarse problemas de desviación de los barrenos que afectarán no sólo a la fragmentación de la roca, sino que incluso aumentarán el riesgo de generar fuertes vibraciones, proyecciones, y sobreexcavación, pues la malla de perforación "V x E” no se mantendrá constante en las diferentes cotas del barreno.
Inclinación de los barrenos La utilización de perforaciones inclinadas en la voladura de bancos es ampliamente recomendada por los investigadores y expertos, debido a las siguientes ventajas:
Reduce el efecto de "rotura atrás" o el “over break", dejando taludes más sanos, seguros y estables en los nuevos bancos, creados. Mejor fragmentación, desplazamiento y esponjamiento de la pila de material, ya que se mantiene más uniforme el valor del retiro “V” a lo largo del barreno y aumenta el ángulo de la trayectoria de proyección, disminuyendo las voladuras secundarias de bloques Menores problemas de descabezamiento de barrenos, disminuyendo así los cortes y fallos en las voladuras. Mayor rendimiento de las palas cargadoras de ruedas debido a la menor altura y mayor esponjamiento de la pila. Menor Sobreperforación y mejor aprovechamiento de la energía del explosivo con la consiguiente disminución del nivel de vibraciones producido. Menor consumo específico de explosivo al reflejarse de forma más eficiente la onda de choque en el pie del banco y posibilidad de aumentar la dimensión del retiro con menor riesgo de aparición de repiés. En explotaciones de carbón, no se produce una sobretrituración de éste durante la voladura de estéril. Mayor rendimiento de la perforación por unidad volumétrica arrancada.
Por el contrario, los inconvenientes son:
Mayor desviación de los barrenos cuando éstos son largos. Aumenta la longitud de perforación. Dificulta el posicionamiento de las perforadoras y las operaciones de emboquillamiento. Exige una supervisión cuidadosa que incrementa los tiempos improductivos. Disminuye el empuje disponible en las perforadoras por lo que en rocas duras la velocidad de penetración se ve limitada en proporción directa al ángulo de inclinación del mástil. Mayor desgaste de las brocas, varillaje y estabilizadores. Menor disponibilidad mecánica de la máquina de perforación, debido a los mayores esfuerzos de fatiga en el mástil y desgastes en el sistema de traslación. Con excavadoras de cables la reducción de la altura de la pila repercute negativamente en el rendimiento de carga. Empeoramiento en el barrido del detritus, debido a las fuerzas de rozamiento que hacen necesario un aumento del caudal de aire. Problemas de carga de explosivo, especialmente en barrenos con agua. Ing. Miguel A. Gil
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La voladura con perforaciones inclinadas, da como resultado una onda de detonación reflejada, más productiva en el fondo del hueco, eliminando los problemas que podrían presentarse en los pisos por cortes irregulares y presencia de puntas de roca que dificultan el avance de los equipos de excavación. Con la perforación vertical, la parte superior del banco es frecuentemente afectada por la voladura, generándose resquebrajamiento y agrietamiento del terreno, lo cual dificulta el desplazamiento de los barrenos y la perforación en esa área. La profundidad total del hueco, en la perforación inclinada, es mayor que en la perforación vertical, y está en relación directa con el ángulo de inclinación. Esto provee, mientras el ángulo de inclinación no sea excesivo, una mejor rotura de la roca Habitualmente, con equipos de perforación rotopercutiva, los barrenos son inclinados, pero en las grandes minas a cielo abierto donde se utilizan perforadoras rotativas la tendencia se dirige hacia los barrenos verticales.
Atacadura La atacadura o “retacado” consiste en la colocación de un material no explosivo en el barreno, entre el tope de la carga explosiva y el cuello del hueco y tiene la misión de confinar y retener los gases producidos en la explosión para permitir que se desarrolle por completo el proceso de fragmentación de la roca. Si el retacado es insuficiente se producirá la "sopladura" de los huecos o, por efecto de la alta concentración de carga en las proximidades del cuello del barreno, el escape prematuro de los gases a la atmósfera, generando, proyecciones indeseadas de material y efectos de ondas de choque aéreas. Por el contrario, con un retacado excesivo se obtendrá gran cantidad de bloques procedentes de la parte alta del banco, poco esponjamiento de la pila de material y un nivel de vibración elevado. En la determinación de la atacadura, se deben tener en cuenta:
El tipo y tamaño del material utilizado, y La longitud de la columna de retacado.
Normalmente, el material que se emplea es el detritus de perforación, debido a su disponibilidad junto a la boca del barreno. Sin embargo, recientes estudios han demostrado que el material granular anguloso, como la piedra procedente de la trituración y molienda, es más efectivo (tamaño optimo de partícula entre 1/17 D y 1/25 D) y que la resistencia a la eyección de la columna de retacado aumenta con la disminución del contenido de humedad. Cuando la atacadura es colocada, se debe tener el mismo cuidado que al cargar explosivos; esto es debido a que se pueden ocasionar daños al sistema de iniciación. Teniendo en cuenta el valor del retiro y la resistencia de la roca, la atacadura variará entre H0 = 0,7 V para material muy competente, como granito homogéneo, o aproximarse a 1, es decir: H0 = V para material incompetente, con fisuras y fracturas abiertas. En la práctica también se relaciona el diámetro con la resistencia a compresión, con valores para roca blanda a intermedia de: H0 = (33 a 35) x D y para roca dura a muy dura de: H0 = (30 a 32) x D, en canteras. En bancos con mayor diámetro variará entre: 40 D para roca blanda a 25 D para roca muy dura. Siempre que sea posible debe mantenerse una longitud de retacado superior a 25 D para evitar los problemas de onda aérea, proyecciones, cortes y sobreexcavación. En voladuras múltiples, debe prestarse especial cuidado en el retacado de los barrenos de la primera fila, sobre todo cuando el frente se encuentra con irregularidades que hacen que desde la cabeza al pie del banco la dimensión del retiro varíe ampliamente. Cuando el cebado se realiza en el cuello, utilizando cordón detonante, hay que tener en cuenta el efecto negativo del cordón sobre el material de retacado, ya que lo comprime lateralmente creando una vía de escape prematuro de los gases de explosión a la atmósfera. Ing. Miguel A. Gil
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En voladuras subterráneas con el método de barrenos largos, el retacado intermedio entre las cargas espaciadas y secuenciales se dimensionará, para evitar la iniciación simultánea por simpatía y la desensibilización por precompresión, manteniendo un grado de fragmentación de la roca que no dificulte la carga.
Sobreperforación Parte del éxito de una voladura depende de una buena fragmentación en el fondo del barreno; la sobreperforación “U” constituye la longitud de barreno por debajo del nivel del piso, necesaria para proporcionar energía adicional en el pie del banco, que viene a ser la parte más difícil de fracturar, lo que garantiza un buen corte de los pisos eliminando los repiés y permitiendo el avance de los equipos de excavación, sin ningún tipo de interferencias, para alcanzar la cota de excavación prevista. Si la sobreperforación es pequeña no se producirá el corte en la rasante proyectada, resultando la aparición de repiés con un considerable aumento de los costos en las operaciones de carga pero, si la sobreperforación es excesiva se producirá:
Un aumento de los costos de perforación y voladura al tener mayor cantidad de metros perforados y un consumo adicional de explosivos sin ninguna utilización efectiva Un incremento del nivel de vibraciones. Una fragmentación excesiva en la parte alta del banco inferior, provocará problemas en la perforación y afectará, en las zonas del límite final de excavación, la estabilidad de los taludes.
La rotura en el fondo del barreno se produce en forma de conos invertidos cuyos ángulos con la horizontal dependen de la estructura del macizo y de las tensiones residuales y normalmente varían entre 10° y 30°. El valor de la sobreperforación para que se produzca la intersección de las superficies cónicas al nivel de piso del banco, normalmente está en el valor de 0,3 V, pues se cumple que, con valores del espaciamiento entre 1 y 1,40 V y además U = tg α x (E/2); α toma los valores indicados (entre 10º y 30º). Para disminuir la sobreperforación es recomendable la utilización de explosivos que proporcionen una elevada concentración de energía por unidad de longitud en la parte inferior de la carga y perforar barrenos inclinados; en este caso, se reduce el valor de la sobreperforación en la medida que aumenta el grado de inclinación. Una manera práctica de tener un valor de la Ing. Miguel A. Gil
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sobreperforación en función del diámetro del barreno, lo encontramos en la relación 10 a 11 D, en rocas semiduras y blandas y 12 D para rocas duras. En explotaciones de capas horizontales de carbón, para eliminar el efecto de trituración de los extremos de las cargas, la sobreperforación se rellena hasta sobrepasar la línea del pie del banco en una longitud aproximada de 4 D.
Retiro y espaciamiento La línea de menor resistencia o retiro (V), es la distancia mínima desde el eje de un barreno hasta el frente libre y el espaciamiento (E) es la distancia entre barrenos de una misma fila. Estas variables dependen básicamente del diámetro de perforación, de las propiedades de las rocas y de los explosivos, de la altura de banco y del grado de fragmentación y desplazamiento del material deseado. Se han propuesto numerosas fórmulas de cálculo del retiro, que tienen en cuenta uno o varios de los parámetros indicados, pero todas proporcionan valores que se sitúan en el rango de 25 a 40 D, dependiendo fundamentalmente de las propiedades del macizo rocoso. En lo relativo al retiro, es muy importante asegurarse de que su dimensión es la adecuada. Valores mayores o menores con respecto al teórico previsto pueden darse en las siguientes situaciones:
Error de posicionamiento o replanteo del barreno. Falta de paralelismo entre el barreno y la cara del banco. Desviaciones del barreno durante la perforación. Irregularidades en el frente del talud.
Si el retiro es excesivo, los esfuerzos generados por la onda de choque se disipan antes de fracturar completamente el área entre el barreno y la cara libre, los gases de la explosión encuentran mucha resistencia para agrietar y desplazar la roca y parte de la energía se transforma en energía sísmica aumentando la intensidad de las vibraciones. Este fenómeno tiene su manifestación más clara en las voladuras de precorte donde el confinamiento es total y se registran niveles de vibración hasta cinco veces superiores a los de una voladura en banco. Si el retiro es reducido los gases se escapan y expanden a una velocidad muy alta hacia el frente libre, impulsando a los fragmentos de roca, proyectándolos de forma incontrolada, y provocando además un aumento en la sobrepresión aérea y el ruido. En cuanto al espaciamiento "E", su valor se calcula en función del retiro, del tiempo de retardo entre barrenos y de la secuencia de encendido. Espaciamientos muy pequeños producen entre las cargas un exceso de trituración y roturas superficiales en cráter, bloques de gran tamaño por delante de la fila de barrenos y problemas de repiés. Dimensiones excesivas de la separación entre barrenos dan lugar a una fracturación inadecuada entre cargas, acompañada por problemas de repiés y un frente muy irregular con resaltes de roca en la nueva cara del banco. Está demostrado en los resultados obtenidos en las voladuras experimentales, que la fragmentación resultante de la roca depende en alto grado de la relación de los valores del retiro (V) y el espaciamiento (E). Las evidencias teóricas y prácticas indican que la relación óptima entre el espaciamiento y el retiro está en el orden de 1 a 1,4. Desde este punto de vista, hay un límite para la variación del espaciamiento, empleándose, generalmente la fórmula: E/V = 1,25, con la cual se pretende la optimización de la relación; para valores considerablemente mayores, o menores (por encima de 1,4 o por debajo de 1), se obtienen resultado poco satisfactorios en la voladura.
Patrones de voladura En las voladuras en banco, habitualmente, los esquemas utilizados son cuadrados o rectangulares, debido a la facilidad de replanteo de los huecos en el terreno, no obstante, los esquemas más efectivos son los alargados o “al tresbolillo" y entre ellos el mejor es el que forma Ing. Miguel A. Gil
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triángulos equiláteros, ya que es el que proporciona la mejor distribución de la energía del explosivo en la roca y permite obtener una mayor flexibilidad en el diseño de la secuencia de encendido y dirección de salida de la voladura. Este esquema produce la mejor fragmentación, con un espaciamiento con un valor de E = 1,25 V para barrenos verticales y E = 1,25 V x cos
α, para
barrenos inclinados, siendo “α“ el ángulo con respecto a la vertical, Patrón alargado: El patrón alargado, también llamado "pata de gallina", "tresbolillo", "intercalado", tiene una distribución de huecos, donde en cada hilera alterna, los huecos están colocados a la mitad del espaciamiento de los huecos de la hilera del frente. Este patrón es el más utilizado en las voladuras de producción a cielo abierto y la distribución geométrica de los huecos es ideal para voladuras de amplio frente. Debido a que por su diseño se va reduciendo en la medida que se profundiza, se debe tener cuidado en que el ancho de la ultima hilera garantice el libre movimiento en el frente de los equipos de carga y acarreo. En minas grandes, esta reducción hacia atrás del patrón no acarrea problemas debido a que los frentes de excavación se van ajustando con cada voladura, utilizando los laterales de las mismas.
En aquellas áreas donde se puede permitir la reducción del patrón o en voladuras de minas y canteras pequeñas con frente reducido, éste es complementado con huecos "de relleno" en los extremos de las hileras, para así mantener un corte parejo de los laterales. La única dificultad que se presenta en este caso es el hecho de perforar en cada línea alterna un hueco en cada extremo, en la mitad de la distancia del espaciamiento, tomando la previsión de cargarlo con un factor reducido a la mitad, para evitar sobre rotura en los laterales Patrón cuadrado: En el patrón cuadrado, los huecos están dispuestos, en el terreno, uno detrás del otro y a una distancia de separación igual a la distancia entre ellos a lo largo de la hilera. Este diseño es el utilizado en las voladuras con frente reducido, donde el patrón alargado presenta problemas de espacio. Este es un patrón sencillo de plantear en el terreno y por su geometría, muy fácil de mantener la secuencia de la perforación.
Aunque el esquema de perforación de este tipo de patrón es relativamente sencillo, no lo es así la definición de las medidas de las distancias entre huecos para su planteamiento en el terreno. Con el esquema cuadrado, y en vista que la relación óptima entre el retiro y el espaciamiento, está Ing. Miguel A. Gil
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definida como E/V=1,15, es necesario redefinir el esquema de perforación en el campo, calculando las medidas reales a colocar en el terreno. Para esto, se toma el valor resultante de E x V (área de influencia del barreno), y calculando su raíz cuadrada, se obtiene el valor de los lados del cuadrado, para tener la medida real a colocar en el terreno. En rocas blandas, los resultados con esquemas rectangulares son buenos y no suele ser necesario disponer los barrenos al tresbolillo.
Características del frente de la voladura (cara libre) Este factor es de suma importancia para el éxito de la voladura debido a que el buen despeje de la primera porción del banco, asociada a la cara libre, va a definir el comportamiento del resto de la voladura y la facilidad de acomodo del material volado que facilite las operaciones de excavación. Independientemente que en el cálculo de las cargas se defina la carga de los huecos de frente (próximos al borde del banco), al igual que el resto de la voladura, en la práctica, la carga de ellos va a depender de las condiciones del frente o las del talud. La geometría más efectiva del frente es aquella en la que cada punto de esa superficie equidista del centro de la carga de explosivo. Esta geometría del frente se consigue:
Disponiendo la cara libre y los barrenos de forma que sean paralelos o formen el ángulo más pequeño posible. Estando la roca, próxima a la superficie, algo fracturada por las voladuras precedentes. Diseñando una secuencia de encendido en la que cada barreno disponga de un frente que forme una superficie semicilíndrica convexa o plana.
En el caso de voladuras subterráneas, en los cueles de los túneles o cuando se abren chimeneas disparando barrenos contra un frente libre cóncavo, la fragmentación y el desplazamiento se consiguen con grandes dificultades. Esto explica que las distancias desde los primeros barrenos a dichos huecos sean más pequeñas que las que se precisarían disponiendo de una cara libre plana o convexa.
Se debe hacer una exhaustiva revisión de las condiciones del pié del banco de manera de detectar desniveles, repiés, engrosamientos o concavidades, que puedan dar origen a incremento o disminución de la carga de fondo o la posibilidad de perforaciones puntuales para solventar cualquier problema. Se debe, además, revisar el talud de manera de detectar cualquier irregularidad en el mismo. Las convexidades o concavidades detectadas en el talud modifican la carga específica de la columna o la distribución a lo largo de la misma. el frente debe encontrarse limpio y sin repiés, realizando antes de la voladura las labores auxiliares necesarias. Cuando se realiza una voladura, teniendo aún sin cargar el escombro de la voladura anterior, que se apoya sobre alguno de los frentes libres, los problemas que aparecen son los siguientes: Ing. Miguel A. Gil
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Se generan mayores intensidades de vibración, más sobreexcavación y riesgos de inestabilidad. Se precisa un esquema más cerrado y un mayor consumo específico de explosivo para obtener el mismo grado de fragmentación y esponjamiento que con el frente descubierto. Es probable la aparición de repiés con aumento de los costos de carga y necesidad de voladuras secundarias.
Para obviar algunos de estos inconvenientes se recomienda iniciar la voladura en un área alejada del frente cubierto y diseñar la secuencia de encendido con una dirección de salida paralela a dicho frente.
Tamaño y forma de las voladuras Comprende al área superficial delimitada por el largo del frente (LV) y el ancho (AV) o profundidad de avance proyectados (m2), por la altura de banco o de corte (K), en m3. Donde: Vt = Volumen total (m3) LV = Largo, en m. AV = Ancho, en m. K = Altura, en m. Si desean expresarse en toneladas de material in situ se multiplica por la densidad promedio de la roca o material que pretende volarse. Donde: Mt = Masa total ρ = Densidad de la roca, en t/m3. El tamaño de las voladuras debe ser tan grande como sea posible, pues se consiguen las siguientes ventajas:
Disminución de los tiempos improductivos de los equipos de perforación y carga, durante las operaciones de preparación de la próxima voladura. Menor longitud porcentual de la zona perimetral de las voladuras, donde se produce una fragmentación más deficiente debido a: -
La mayor dificultad de establecer esquemas regulares El riesgo de encontrar bloques preformados por las voladuras anteriores El escape prematuro de los gases por las grietas existentes
En general, la fragmentación en las voladuras múltiples es mejor que en las de una sola fila. En las explotaciones metálicas subterráneas las voladuras grandes también proporcionan mejores resultados. La forma de las voladuras debe ser tal que:
Con un frente libre, la relación longitud de frente / anchura (LV/AV) sea mayor de 3. Con dos frentes libres las voladuras deben diseñarse con LV/AV > 2.
En contraposición, los inconvenientes de las voladuras con filas múltiples son:
Aumento de la intensidad de las vibraciones y onda aérea producidas, por lo que en algunos casos, como en las proximidades de zonas urbanas, no son aplicables. Aparición de sobreexcavación y proyecciones en las últimas filas si no se ha disparado con una secuencia correcta. Ing. Miguel A. Gil
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En rocas muy blandas, reducción del volumen arrancado por sobre sobreexcavación al disminuir el número de voladuras.
Volumen de expansión disponible La utilización de retardos en las voladuras ha permitido la ejecución de grandes voladuras con un buen control del desplazamiento de la masa rocosa y las proyecciones indeseables. Cuando se realiza una voladura, la roca volada se desplaza hacia delante, desplazando el centro de gravedad de la misma; a mayor altura del banco corresponderá un desplazamiento mayor de la roca volada. El factor más importante en una voladura es realizar una planificación y cálculos correctos, debido a que un barreno que no rompa lo suficiente o tenga un fallo en su encendido puede originar proyecciones indeseables, dado que al no tener suficiente ángulo de rotura, la presión de los gases se producirá hacia la superficie. Debe planificarse la dirección del efecto de rotura de manera que el desplazamiento hacia el frente esté controlado. Si no resulta posible lograrlo de una manera efectiva y no se puede permitir un lanzamiento de la roca hacia el frente, se recomienda volar, primeramente, una o dos filas con cargas más débiles, próximas al límite de carga de rotura, de tal forma que la roca volada sirva de pantalla al resto de la voladura. Cuando la roca ha sido volada, requiere de mayor espacio que cuando se encontraba en su estado natural. En voladuras de múltiples hileras, o en las voladuras realizadas con material previamente volado en el frente de la misma, si no se dispone de dicho espacio adelante, o a un lado de la zona que se va a volar, la roca se ve forzada hacia la superficie libre superior, pudiendo suceder que se comprima contra la roca procedente de las voladuras anteriores. En estos casos se requiere de una carga mucho mayor que la calculada de manera que pueda garantizarse el esponjamiento de todo el material volado. En voladura de bancos con cargas específicas < 0,6 kg/m3, el esponjamiento normal se sitúa entre 40 – 50%. Los diferentes tipos de voladura en donde hay que tener cuenta el esponjamiento son los siguientes:
Voladuras en banco con frentes estrechos y de mucha profundidad Voladuras sucesivas en banco sin desescombro intermedio Voladuras en zanjas Voladuras en túneles Voladuras por subniveles
En los cálculos de carga utilizados normalmente para voladuras de zanjas y túneles, se incluye una sobrecarga suficiente y necesaria para el esponjamiento. En el caso de voladuras de banco, con perforaciones inclinadas en una relación 2; 1, la carga específica adicional necesaria en el fondo del barreno para obtener un esponjamiento suficiente es equivalente a 0,04 x K (altura de banco). Con una inclinación menor, la carga requerida para el esponjamiento aumenta rápidamente y, puede alcanzar valores de 0,08 x K con una inclinación de la perforación de 3:1. Ing. Miguel A. Gil
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Si el hueco en el que se expande el material es menor del 15% del volumen de éste, los mecanismos de rotura se verán afectados negativamente y los fragmentos de roca tenderán a entrelazarse dando como resultado un apelmazamiento de éstos. En voladuras subterráneas de gran tamaño, se recomienda que el volumen de expansión disponible sea mayor del 25% para conseguir un flujo adecuado de la roca hacia los puntos de carga y evitar la formación de campanas colgadas. En el avance de túneles y galerías si el volumen de hueco en el cuele es demasiado pequeño se producirá un fenómeno de sinterización o deformación plástica del material finamente troceado. Siempre que sea posible se recomienda que el volumen de expansión útil sea mayor del 15% del propio volumen del cuele. En aquellos diseños de voladuras donde no se dispone de barrenos vacíos, el empuje de la roca se conseguirá a expensas de aumentar la carga específica en dicha zona.
Variables operativas Influencia del equipo de carga Los resultados de la voladura afectan a los rendimientos de los distintos equipos de carga no sólo por la granulometría del material, sino también por el esponjamiento de éste y el perfil geométrico de la pila. Cuando se utilizan palas de cables o hidráulicas, la altura de banco se fijará en función del alcance del balde de la máquina y las voladuras se diseñarán para que den una buena fragmentación y dejen la pila del material recogida y con pocas zonas de bajo rendimiento.
Si los equipos de carga son cargadores frontales de ruedas, se irá a un tipo de voladura que permita alcanzar un desplazamiento y esponjamiento máximo de la roca, una fragmentación fina y una altura de la pila reducida. En explotaciones de descubierta de carbón o de yacimientos horizontales donde se utilizan dragalinas, la tendencia actual es dar voladuras de “trayectoria controlada o máximo desplazamiento” que hacen que los equipos de arranque no precisen una pluma tan grande y por tanto, se requiera una menor inversión y una disminución del volumen de roca de doble manipulación.
Fragmentación El término fragmentación, en voladuras, está directamente asociado al tamaño de los bloques resultantes de volar la roca, en algunos casos se utiliza en relación con el tamaño medio y en otros al tamaño mayor de los bloques. La dificultad de obtener una relación entre la fragmentación y la perforación y carga de los explosivos, es debido al gran número de variables que intervienen en la práctica. La composición de la roca, la aparición de fallas, grietas, zonas débiles, así como la forma de utilización del explosivo y sus características tienen gran importancia. Un explosivo que obtenga buenos resultados en una roca sana y homogénea puede no ser efectivo en zonas blandas y fisuradas. El grado de fragmentación deseado va a depender del uso final de la roca volada. En minería de superficie, donde la roca va a ser procesada para extraer uno o varios minerales, se requiere una Ing. Miguel A. Gil
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máxima fragmentación. Sin embargo en el caso de canteras donde se produce agregados para construcción, se hace indeseable que la producción tenga un alto porcentaje de rocas de tamaño por debajo de 5 cm. La fragmentación de la roca también está directamente relacionada al tamaño y tipo de circuito de trituración y molienda instalado en el área de operaciones. Los factores que tienen mayor influencia bajo el punto de vista de la voladura son: Carga específica Perforación específica El incremento de la carga específica suele lograrse reduciendo el patrón de voladuras (lo que implica un aumento en el numero de huecos, aumentando la perforación específica) o, por otro lado, aumentar la carga de los barrenos o utilizar un explosivo de mayor potencia sin cambiar el patrón de perforación. Un incremento de la carga específica, manteniendo constante el patrón de perforación produce un aumento de la fragmentación y una disminución de los costos de operación al no requerirse mayor número de huecos.
Calidad de la perforación Los barrenos perforados para la voladura deben estar perfectamente alineados, para lo cual es estrictamente necesario una buena medición en el terreno de las distancias de retiro y espaciamiento calculadas, así como la distribución en una figura geométrica lo más sencilla posible. La falta de alineación de los barrenos produce una irregular distribución de la carga y por consiguiente una irregular fragmentación.
Si los huecos no están perforados de manera recta, puede causar una pobre fragmentación, repiés, proyección anormal de rocas y desplazamiento indeseable del material volado. Si la desviación acerca los barrenos en el fondo, tendríamos una sobrecarga puntual, si tienden a alejarse en el fondo, tendríamos una carga específica muy baja, con consecuencias graves, sobre todo en el pié del banco. Las causas de desviación tienden a incrementarse en la medida que los barrenos se hacen más profundos. Si la desviación de los huecos se comprueba, se debe, entonces, ajustar el retiro y espaciamiento. La falta de rectitud de los barrenos a lo largo de la perforación puede deberse a los siguientes factores: Las propiedades estructurales del macizo rocoso, tales como los planos de esquistosidad, las diaclasas, las juntas abiertas con material blando de relleno, los cambios de litología, etc. Esto es especialmente importante cuando la dirección de perforación es oblicua a los planos citados. Son frecuentes desviaciones de más de 10 cm o incluso una distancia igual a la magnitud del diámetro Ing. Miguel A. Gil
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El diámetro de perforación elegido es demasiado grande comparado con el diámetro del varillaje, se produce una desviación de los barrenos por la falta de resistencia de la sarta al pandeo, y además un desgaste prematuro de ésta. Los errores de alineación y emboquillamiento que son los más comunes en las operaciones por el uso incorrecto de los equipos de perforación. Los errores de alineación se deben al mal posicionamiento de las deslizaderas
Variables fisicoquímicas Explosivos La elección de un explosivo para una determinada operación requiere una cuidadosa atención tanto de las propiedades de las rocas que se desean fragmentar como de los explosivos disponibles en el mercado. Cuando se arrancan rocas masivas, casi toda la superficie específica del material se crea en la voladura y los explosivos adecuados son los de mayor potencia y velocidad de detonación "VD” que producen una alta presión de barreno. Por el contrario, en rocas intensamente fracturadas o estratificadas en las que la superficie total de las discontinuidades representa un área relativamente mayor que la que se crea en la voladura, los explosivos de baja densidad y velocidad de detonación son los de mayor eficiencia. Dado que además de fragmentar la roca se requiere un esponjamiento y desplazamiento del material para lograr efectuar la carga con un buen rendimiento, se debe determinar en cada caso el equilibrio entre la energía de tensión "ET” y la energía de los gases "ES”. Para un explosivo dado, esas energías dependerán del diámetro de las cargas, de la densidad y del sistema de iniciación. Las emulsiones o hidrogeles poseen una "ET” alta y son de aplicación en rocas masivas duras y en aquellas situaciones donde no se precisa un desplazamiento del material. Cuando la detonación de un explosivo crea demasiados finos, por efecto de la trituración de la roca, se deberán emplear agentes de baja densidad como el ANFO y las mezclas de éste con sustancias inertes.
Configuración de las cargas La carga explosiva puede ser de un solo tipo en todo el barreno (carga única) o tener una carga de fondo con un explosivo más denso y potente y una carga de columna con un explosivo menos denso. También pueden ser varias cargas de igual o distinto tipo separadas entre sí por material inerte (cargas espaciadas). Cuando los barrenos sean de pequeña longitud se usarán columnas continuas de explosivo, pero si los barrenos son de bastante profundidad la mejor relación costo/efectividad se obtendrá con cargas espaciadas. Sin embargo, la utilización de cargas espaciadas puede afectar adversamente al rendimiento de los cargadores de ruedas como consecuencia del menor desplazamiento y esponjamiento del material. Donde este problema no es un condicionante, el interés por este tipo de configuración de cargas dependerá de la diferencia entre el ahorro potencial de explosivo, el grado de complejidad y costo de iniciación añadido. Ing. Miguel A. Gil
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El atractivo de las cargas espaciadas aumentará conforme los explosivos se encarezcan, el retacado pueda mecanizarse y cuando las vibraciones constituyan una limitación y sea preciso disminuir las cargas operantes mediante el seccionado y secuenciado del explosivo dentro de un mismo barreno. En obras a cielo abierto, las alturas de banco mínimas para poder dividir la columna de forma efectiva deben ser tal que K/D > 70. En las voladuras donde se produzcan grandes bloques procedentes del retacado se deberán usar cargas puntuales. También cuando la perforación es vertical y el horizonte rocoso de la zona de retacado es de mayor resistencia que en el resto del banco, puede ser aconsejable perforar barrenos de descarga, o auxiliares, que ayuden a conseguir una fragmentación adecuada.
Distribución de los explosivos en el barreno En la voladura en banco, la energía necesaria para que se produzca la rotura de la roca no es constante en toda su altura. En efecto, la energía generada por el explosivo debe superar la resistencia a tracción de la roca en la sección superior del banco y la resistencia a cizallamiento en la sección del fondo. Como la resistencia a cizallamiento es superior a la resistencia a tracción, es preciso emplear una distribución de carga selectiva, de forma que la energía específica en el fondo del barreno sea de 2 a 2,5 veces superior a la energía de la columna. Esto significa que deben emplearse explosivos de gran densidad y potencia en las cargas de fondo, tales como las dinamitas, hidrogeles y emulsiones, y explosivos de baja densidad y potencia media en la carga de columna, como el ANFO o hidrogeles y emulsiones de baja densidad. La carga de fondo debe tener, al menos, una longitud de 0,6 V para que su centro de gravedad esté por encima o a la misma cota que el piso del banco. Según Langefors, prolongar la carga de fondo por encima de una longitud igual al valor del retiro no contribuye apreciablemente al efecto de rotura en el plano del pie de banco, por lo que la carga inferior debe estar comprendida entre 0,6 y 1,3 V. Mientras que el empleo de cargas selectivas ha sido habitual con diámetros menores de 165 mm, en las que se aplica la teoría de Langefors de cargas cilíndricas alargadas, en las explotaciones mineras a cielo abierto con grandes diámetros de 229 - 415 mm, se ha extendido el uso de cargas continuas de ANFO a granel y en algunos casos con cargas selectivas, constituidas en el fondo por ANFO aluminizado, hidrogeles o emulsiones con longitudes de 8 a 16 D. En estos casos el empleo de cargas selectivas tiene las siguientes ventajas:
Aumenta el rendimiento de perforación como consecuencia de un esquema más amplio y la menor longitud de sobreperforación. Mejora la rotura en el fondo, eliminando los problemas de repiés y favoreciendo la operación de carga -del escombro. Disminuye los costes de perforación y voladura, especialmente en rocas duras. Baja el consumo específico de explosivo debido a un mejor aprovechamiento del mismo.
Desacoplamiento de las cargas La curva Presión-Tiempo de los gases de la explosión puede controlarse para un explosivo encartuchado con dos técnicas conocidas por "Desacoplamiento y espaciamiento de las cargas”. La primera consiste en dejar un hueco vacío o con material inerte entre la columna de explosivo y la pared del barreno. La segunda se basa en dividir la carga por medio de separadores de aire o material poroso, empleando desacoplamientos del 65 al 75%, en algunas rocas se mejora la fragmentación y uniformidad de la granulometría, disminuyéndose el porcentaje de la voladura secundaria entre 2 y 10 veces, así como el consumo específico de explosivo y la intensidad de las vibraciones.
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Actualmente, las tendencias para controlar la curva de presión consisten en emplear explosivos a granel a los que se incorpora un material diluyente en la proporción adecuada. Este método es menos laborioso, más efectivo y económico y está siendo aplicado en las voladuras de contorno.
Consumo especifico de explosivos La cantidad de explosivo necesaria para fragmentar 1 m3 o 1 t de roca es el parámetro conocido por “Consumo Específico o CE". De acuerdo con la opinión de numerosos especialistas, este parámetro no constituye la mejor y única herramienta para diseñar las voladuras, a no ser que se refiera a un explosivo patrón o se exprese como consumo energético, fundamentalmente porque la distribución espacial de las cargas de explosivo dentro del macizo rocoso tiene una gran influencia sobre los resultados de las voladuras. El "CE" de una voladura se incrementa con:
El aumento del diámetro de los barrenos, la resistencia de la roca y el grado de fragmentación, desplazamiento y esponjamiento requerido. Con una mala distribución de la carga, disminución de la resistencia a la eyección del retacado, disparo contra un frente libre cóncavo o cubierto de escombro, relación Longitud/Anchura inadecuada y tiempo de retardo efectivo de las cargas inadecuado.
Cuando se utilizan hileras de barrenos paralelas al frente libre y esquemas triangulares equiláteros (tresbolillo), iniciadas secuencialmente, los consumos específicos serán menores. Los “CE” altos, además de proporcionar una buena fragmentación, desplazamiento y esponjamiento de la roca, dan lugar a menores problemas de repiés y ayudan a alcanzar el punto óptimo de los costes totales de operación, es decir de perforación, voladura, carga, transporte y trituración. En voladuras subterráneas los “CE” pueden variar entre 0,9 y 7 kg/m3, dependiendo del tipo de roca, superficie libre, diámetro del barreno y tipo de cueles.
Iniciación y cebado Para un explosivo dado, mediante el empleo de iniciadores o cebos puede variarse el equilibrio entre la energía de tensión y la energía de los gases, desarrolladas durante la voladura, para adecuarse a las características resistentes y estructurales de las rocas. También, cuando se desea elevar la tensión en un tramo de roca más dura dentro de un barreno pueden emplearse iniciadores colocados en ese nivel.
Variables de tiempo Diseño de la secuencia de encendido Los tiempos de retardo entre barrenos y las secuencias de encendido juegan en las voladuras un papel muy importante pues sirven para disminuir las cargas operantes, y por consiguiente los niveles de vibración producidos, y hacer que se consiga una mayor efectividad de los mecanismos de rotura y un control sobre el desplazamiento de la roca, la sobreexcavación, los repiés y las proyecciones.
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Voladura de bancos Patrón alargado: En este tipo de patrón, la secuencia de disparo es muy simple, ya sea utilizando cordón detonante o sistema NONEL, se inicia por la primera hilera, del frente, y la salida es simultánea para todos los huecos de la misma hilera, retardándose hilera a hilera.
En el esquema de voladura, con la utilización de cordón detonante y retardos de superficie, las hileras son conectadas entre sí por sus extremos, extendiendo líneas de seguridad cada 30 metros, si la voladura es muy extensa. En caso de la utilización de sistema NONEL, cada hilera es cebada con detonadores del mismo número de retardo y con tiempos diferentes entre cada una de ellas. Este esquema permite el incremento del número de hileras por voladura, con efectos mínimos en la roca adyacente al disparo. Es un diseño de fácil manejo y con una mínima posibilidad de errores en la secuencia. En caso de su utilización, con ajuste lateral, hay un incremento en la perforación específica, el cual dependiendo del número de hileras puede o no ser significativo y el esquema de carga con los huecos adicionales debe estar calculado para que no haya incremento en el factor de carga final. Patrón cuadrado: Normalmente este patrón tiene una secuencia de encendido en forma de V, para facilitar la fragmentación y disminuir efectos indeseables en la voladura. El esquema cuadrado no permite la conservación de la relación E/V=1,25 si la salida de la voladura se realiza hilera por hilera, como el patrón alargado; en este caso, tendríamos que V = E, lo cual generaría resultados indeseables. De acuerdo a esto, la salida en “V” de la voladura redefine el valor del retiro, el cual, como retiro efectivo, se aproxima a la relación óptima de E/V = 1,25. La utilización del patrón en V tiene una desventaja importante, y lo constituye el hecho que la forma de su salida tiende a encerrarse en la medida que avanza la secuencia de disparo. Esta particularidad genera una mala rotura de la roca en la zona media y final del disparo, así como un exceso en las vibraciones y proyecciones de roca por efecto del encerramiento de las últimas hileras, en el caso de voladuras con un AV muy grande. La forma de salida de este tipo de patrones es la iniciación en el frente de un hueco, para posteriormente dar la secuencialidad en la salida por hileras dispuestas en V, siendo muy utilizada la salida a dos huecos, y en algunos casos a tres huecos. Ing. Miguel A. Gil
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Voladura de zanjas
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Voladura subterránea
Salida con cuña o cuele de huecos en paralelo
Salida con cuña o cuele de huecos en V Ing. Miguel A. Gil
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CONDICIONES PARA EL TRABAJO EFICIENTE DE LOS EXPLOSIVOS 1. Deben contar con cara libre para facilitar la salida del material fragmentado. 2. Deben estar confinados, para aumentar su densidad de carga (atacado con vara de madera en subsuelo, compactación con aire comprimido en carga a granel en subterráneo y por gravedad en superficie). Sellado del hueco con atacadura de material inerte. 3. Deben ser cuidadosamente cebados. 4. Deben ser disparados manteniendo una secuencia ordenada de salidas. 5. El espaciamiento entre huecos debe ser el adecuado para permitir la interacción de las grietas radiales entre ellos; de lo contrario habrá mala fragmentación, incluso hasta pueden soplarse sin efecto rompedor.
EVALUACIÓN DE RESULTADOS DE LA VOLADURA Una voladura se evalúa por los resultados obtenidos. Para calificarla se consideran los siguientes aspectos: volumen de material movido, avance del disparo, pisos, fragmentación, forma de acumulación de los detritos, costo total del disparo. 1. El volumen o tonelaje del material movido deberá ser igual o cercano al volumen teórico calculado previamente considerando el esponjamiento del material roto. 2. El avance del frente disparado en voladura de bancos en superficie, deberá sobrepasar la última fila de huecos. En túneles y galerías el avance máximo es equivalente a la amplitud del túnel, por tanto el avance deberá ser al menos igual a la profundidad de los huecos. La periferia en los túneles deberá ser igual a la proyectada; si resulta menor, requerirá ensanche adicional. Por otro lado, si sobrepasa el límite especificado resultarán problemas de costo, y en ciertos casos problemas de estabilidad y gastos de sostenimiento. 3. El nivel del piso en bancos o el piso del nuevo banco disparado debe resultar al mismo nivel del existente. Si se presentan irregularidades como lomos (repiés), debe presumirse muy poca sobreperforación o falta de carga de fondo. Estos lomos dificultan el trabajo de las palas y cargadoras, requiriéndose trabajo adicional, usualmente de voladura secundaria para eliminarlos. En galerías y túneles es indispensable mantener el nivel del piso para el drenaje de agua y para el tendido de líneas de riel donde se utilice transporte con locomotora. 4. El grado de fragmentación del material disparado o el tamaño promedio requerido de los fragmentos depende del trabajo en que se van a emplear, pero por lo general la fragmentación demasiado gruesa o demasiado menuda son inconvenientes. Debe observarse el porcentaje de bloques grandes que tendrán que ser reducidos posteriormente. La fragmentación tiene relación directa con la facilidad de carga y acarreo y con sus costos. 5. La sobrerrotura (Over break) y la sobrerrotura hacia atrás (Back break) en bancos, afectan la estabilidad de la nueva cara libre de voladura y a los barrenos que hayan sido perforados a continuación de la última fila disparada. Generalmente indica exceso de carga explosiva en la última fila de huecos. En túneles y labores subterráneas debilita y agrieta a la roca remanente en toda la periferia, afectándola a profundidad, con el riesgo de colapso del techo o paredes. Aparte de condiciones geológicas de incompetencia, debilidad estructural y alto grado de fracturamiento, tienen responsabilidad en este problema el exceso de carga explosiva y/o el encendido instantáneo o con tiempos muy cortos entre barrenos, debido al fuerte golpe que producen. Ing. Miguel A. Gil
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6. El desplazamiento y acumulación del material volado, debe ser adecuado para facilitar las operaciones de carga y acarreo. La forma de acumulación se proyecta de acuerdo al tipo de equipo que se va a emplear en la limpieza del disparo. La forma aproximada de los montículos de detritos se consigue con el trazo de perforación y con el diagrama del tendido de iniciación, distribución de los retardos y de la disposición de las caras libres. Así, una distribución con amarres en “V” resulta en un montículo central, mientras que un amarre en líneas longitudinales resultará en acumulación a lo largo de toda la cara del frente disparado. 7. La falta de desplazamiento: Cuando un disparo rompe material pero no se mueve de su sitio, se dice que el tiro se ha “congelado”. Esto se traduce en mala fragmentación en la parte inferior e interior del banco, en dificultad para la remoción del material roto y en riesgo de encontrar material explosivo no detonado. Esto ocurre generalmente cuando los retardos no funcionan o no han sido distribuidos adecuadamente, y en subterráneo cuando falla el cuele. 8. La dispersión de fragmentos a distancia, además de incrementar el riesgo de proyección de fragmentos volantes, tiene el inconveniente en minas de “diluir” el material de valor económico al mezclarlo con estéril, cuando se desparrama lejos de la cara de voladura. Generalmente indica excesiva carga explosiva hacia el cuello del barreno, o falta de taco inerte. 9. Costo de la voladura. Para determinar el costo total de una voladura, además del costo de perforación (aire, barrenos, aceite, depreciación de la máquina, etc.) costo de explosivos, accesorios y nómina del personal (valorados en Bs/TM) se deben tener en cuenta los costos de carga y acarreo del material triturado, más los adicionales de voladura secundaria de bloques sobredimensionados y los de empleo de equipo adicional para eliminar lomos del piso. Todos ellos, aparte del avance y del volumen o tonelaje movido, representan el real rendimiento o resultado económico de la voladura. Aparte de la evaluación visual del disparo, sujeta a la experiencia del observador, se cuenta actualmente con equipos de control sofisticados, como cámaras de video o película de alta velocidad, sismógrafos, equipos y software para determinar la granulometría del material obtenido, instrumentos topográficos rápidos y precisos para determinar el contorno del área disparada y cubicarla, instrumentos para la detección y control de gases en las fronteras y para la medición de velocidad de detonación (VOD) dentro de los huecos y otros, que ayudan a interpretar la información de campo en forma rápida y precisa.
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CAPITULO 13: VOLADURA DE BANCOS Actualmente, las voladuras más comunes son las de bancos, definiéndose como voladuras con varias hileras de barrenos verticales o inclinados, con salida hacia una cara libre, con el fin de crear una segunda cara libre. Casi todas las voladuras pueden ser consideradas como voladura de bancos. En el caso de las voladuras subterráneas, existe una sola cara libre (la del frente del túnel). Después de haber volado la cuña o cuele, la roca que permanece presenta la forma de una voladura de banco, funcionando la apertura obtenida como una cara libre de los huecos restantes o de destroza. El propósito fundamental de una voladura es que, mediante la perforación de agujeros en la roca, cargarlos con explosivos y detonarlos, se obtenga como resultado el fracturamiento y desplazamiento de la roca. Para alcanzar este objetivo, es esencial que los datos disponibles puedan ser utilizados para la determinación del patrón de perforación y los montos de explosivos a ser utilizados. La determinación de los parámetros para la realización de la voladura, es un proceso que comienza con la utilización de las diferentes fórmulas desarrolladas en función de la experimentación con modelos a escala en los laboratorios y enriquecidas con los resultados obtenidos de las múltiples experiencias prácticas realizadas en ambiente real. La base teórica disponible para el cálculo de las voladuras se fundamenta en valores empíricos proporcionados por los ensayos de voladuras y por los resultados prácticos que se han venido acumulando durante años. La disposición de las perforaciones en el terreno, la cantidad de carga adecuada para cada uno de los huecos, el diseño de la secuencia de disparo y la determinación de la dirección de salida de la voladura, constituyen los aspectos fundamentales a definir y controlar. Debido a la gran variedad de parámetros no controlados por el diseñador (heterogeneidad de las rocas, diferentes calidades de roca, factores geológicos y estructurales diversos, etc.), es necesario ir ajustando los cálculos con relación a los resultados obtenidos en cada voladura realizada o un “ajuste por tanteo”. La unidad que parece indicar con mayor simplicidad las características de a roca a ser volada, es la relación entre la cantidad de explosivo de una determinada potencia y el volumen de roca arrancado o Factor de Carga o Carga específica en kg/m3. Con este factor, es posible determinar la carga adecuada para un tipo de roca considerado, a pesar de que existan variaciones en sus características. Igualmente, reviste particular importancia, la distribución de los explosivos en el hueco. Una clasificación usual de las voladuras en banco se hace atendiendo al diámetro de los barrenos:
Voladuras de pequeño diámetro, desde 65 a 165 mm. Voladuras de gran diámetro, desde 180 a 450 mm.
A partir de la década de los 50, se ha desarrollado un gran número de fórmulas y métodos de determinación de las variables geométricas: retiro, espaciamiento, sobreperforación, etc. Estas fórmulas utilizan uno o varios grupos de parámetros: diámetro del barreno, características de los explosivos, resistencia del macizo rocoso, etc. En las voladuras de pequeño diámetro, el cálculo está basado en las experiencias del sueco Langefors, quien sustentado en innumerables monitoreos de voladuras y ensayos de laboratorio diseñó fórmulas empíricas que, actualmente, con la adición de ciertas consideraciones estudiadas recientemente e incluidas en el proceso de cálculo y análisis, continúan teniendo validez, mientras que las voladuras de gran diámetro, se adaptan mejor a la técnica del cráter enunciada por Livingston o criterios americanos. En el desarrollo del tema se dan reglas simples que permiten una primera aproximación al diseño geométrico de las voladuras y cálculo de las cargas. Es obvio que en cada caso, después de las pruebas y análisis de los resultados iniciales, será necesario ajustar los esquemas y cargas de Ing. Miguel A. Gil
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explosivo en función del grado de fragmentación y el control estructural que ejercen las discontinuidades presentes en el macizo rocoso.
VOLADURAS DE PEQUEÑO DIÁMETRO CON K ≥ 2 V Retiro teórico (Vt) El proceso del cálculo está basado en la utilización de bancos de altura no menor a dos (2) veces el valor obtenido como medida del retiro o línea de menor resistencia teórica (K 2Vt). En función de todas las consideraciones anteriores, estableceríamos la fórmula para el cálculo del retiro máximo o teórico como:
El retiro teórico, medido en metros, en el fondo del hueco, o Vt está determinado por los siguientes factores:
Diámetro del hueco (D), medido en mm Potencia de los explosivos utilizados como carga de fondo (S) Grado de confinamiento de los explosivos usados como carga de fondo (P) - g/cm3 Constante de la roca (c) - kg/m3 Factor de inclinación (f) Relación E/V
Diámetro del hueco (D): Esta variable es fundamental para el cálculo del retiro teórico. La voladura con pequeño diámetro de perforación y pequeño retiro, proporcionan una excelente fragmentación y una reducción significativa de las vibraciones en el terreno, además de la utilización de equipos de perforación livianos y versátiles que reducen los costos operativos significativamente. En las voladuras donde se utilizan agentes de voladura (ANFO o explosivos pulverulentos de baja densidad sin nitroglicerina), es importante considerar el diámetro crítico de los mismos. Potencia de los explosivos utilizados como carga de fondo (S): Otro de los parámetros considerados para el cálculo del retiro, lo constituye este factor, utilizando como patrón, la dinamita regular de 60% de potencia. En caso de no utilizar carga de fondo y manejar el criterio de la carga del barreno de forma completa con ANFO, ANFOAL, hidrogeles, etc., el proceso de cálculo se ajusta al utilizar la medida de la potencia relativa del explosivo utilizado. Para efectos prácticos, a continuación presentamos valores aproximados de los explosivos más utilizados). POTENCIA RELATIVA (S)
DENSIDAD 3 (g/cm )
1
1,25 – 1,35
ANFO
0,88
0,85
ANFOAL
0,9
0,9
0,8 - 1
0,8 – 1,40
EXPLOSIVO
Dinamita 60%
Hidrogeles Emulsiones
y
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GRADO DE CONFINAMIEN 3 TO (P) (g/ cm )
MÉTODO DE CARGA
1,15 1,25 1,1 0,9 0,95 0,95 1 1 1,15 1,25 1,1
Manual (cartuchos) Cargador neumático (cartuchos) Caída libre (cartuchos) Caída libre a granel Cargador neumático a granel Caída libre a granel Cargador neumático a granel Cualquier método a granel Manual (cartuchos) Cargador neumático (cartuchos) Caída libre (cartuchos)
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Grado de confinamiento de los explosivos usados como carga de fondo (P): El grado de confinamiento está definido como la cantidad de carga en gr/cm3 del volumen real del barreno, el cual suele estar entre un 5% al 10% menor que el volumen teórico. Esto quiere decir, que en el momento de la carga, el explosivo es comprimido en un porcentaje del mismo, dependiendo del método de carga que se utilice; por este motivo, la densidad real del explosivo dentro del hueco es mayor que su densidad original.
Constante de la roca (c): Algunos tipos de roca presentan más dificultad que otros para ser volados, dependiendo de sus características de resistencia, existencia de fallas, composición, etc. La constante "c" representa el valor mínimo de carga necesario para fracturar un metro cúbico de roca. Se ha encontrado en las voladuras experimentales de hileras múltiples, realizadas en rocas de casi todos los países del mundo, valores entre 0,25 y 0,60 kg/m3 prácticamente para casi todas las especies de rocas hasta ahora examinadas; el valor asumido en la mayoría de los cálculos de voladuras es de c = 0,4 kg/m3, que corresponde a una roca de mediana dureza y relativamente fácil de fracturar. Actualmente no es necesario experimentar con las voladuras, ya que el trabajo con c = 0,4 kg/m3 puede ser utilizado directamente con este valor como punto de partida, sin embargo, puede emplearse valores menores o mayores si la roca a volar representa estructuras significativamente distintas al promedio.
Factor de inclinación (f): La profundidad total del hueco, en la perforación inclinada, es mayor que en la perforación vertical, y está en relación directa con el ángulo de inclinación. Esto provee, mientras el ángulo de inclinación no sea excesivo, una mejor rotura de la roca
FACTOR
∞:1 0º
10 : 1 5,7º
3 :1 18,4º
2:1 26,6º
1:1 45º
f
1,11
1,075
1
0,95
0,83
k
1
1,005
1,05
1,12
1,41
Para el cálculo del retiro, la inclinación del barreno está considerada en el factor de inclinación (f). Este factor, al igual que la influencia que la inclinación del barreno ejerce en la medida de la profundidad del barreno, denominado como factor de incremento de profundidad (k)
Sobreperforación (U) Para obtener la interrelación adecuada de los barrenos en el fondo del hueco, la medida de la sobreperforación debe medir 0,3 veces el valor del retiro. Es recomendable ocupar esta porción del barreno con una carga explosiva de alta potencia. De acuerdo a lo expuesto, la fórmula generalmente utilizada sería:
Profundidad del hueco (H) Con la adición de la sobreperforación y el incremento por efecto de la inclinación del barreno, respecto a la vertical, la profundidad total del hueco estaría reflejada por la fórmula: Donde el factor de incremento de profundidad por efecto de la inclinación del barreno (k), está relacionado en la tabla de los factores f y k mostrada anteriormente.
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Retiro práctico o real (V) Entre el cálculo teórico y la utilización práctica de los datos obtenidos, existen ciertas diferencias que están relacionadas con la manera de realizar las operaciones en el terreno. La utilización del retiro teórico calculado, tendría ciertas implicaciones negativas, si no se corrige la fórmula en función de las desviaciones naturales que ocurren al realizar las labores de perforación: - Errores de emboquillado - Errores de alineación de la perforación El error de emboquillado ocurre en el momento de colocar la sarta de perforación sobre el punto marcado; los movimientos de la máquina hasta lograr penetrar en la roca, generalmente resultan en la realización de la perforación en un lugar distinto al señalado. Este error está en el orden de tres (3) veces la medida del diámetro del hueco. Por otro lado, el error de alineación ocurre en la medida que el hueco se profundiza, éste es el resultado de desviación de la perforación respecto a la dirección preestablecida, por efecto de la resistencia de la roca a la perforación, aplicación de fuerza de empuje muy elevada o efecto del peso de la sarta de perforación; este error está en el orden de un 3% por cada metro perforado del hueco. Se puede establecer, entonces:
Espaciamiento (E) El espaciamiento es calculado en función del retiro práctico de la voladura. Para una excavación normal, el espaciamiento es representado por la fórmula: El valor de E/V = 1,25, vendría a ser la relación optima, aunque puede variar entre 1,15 y 1,40. Cuando la relación es menor a 1,15, se causa una prematura rotura a lo largo de la hilera de huecos y un aflojamiento de la atacadura, lo que genera una liberación rápida de los gases a la atmósfera con una considerable proyección de materiales, generación de bloques de gran tamaño y rotura atrás considerable. Para el caso contrario (medidas mayores a 1,4), se obtendría una fragmentación muy pobre, con generación de bloques y pérdida de la eficiencia.
Atacadura (H0) La atacadura consiste en la colocación de un material no explosivo en el barreno, entre el tope de la carga explosiva y el cuello del hueco. Como atacadura se puede utilizar arena, residuos de perforación o grava. Cuando la atacadura es colocada, se debe tener el mismo cuidado que al cargar explosivos; esto es debido a que se pueden ocasionar daños al sistema de iniciación. La longitud óptima de la atacadura depende de las propiedades de la roca y el tipo de material utilizado para la misma. En condiciones normales de una roca típica y con la utilización de detritus de perforación, esta longitud no debe ser menor a 0,7 V (valor para rocas duras y muy competentes) ni mayor a V (para rocas poco competentes). Para efectos de nuestro cálculo, utilizaremos: Valores por debajo del mínimo, pueden producir "sopladura" de los huecos o, por efecto de la alta concentración de carga en las proximidades del cuello del barreno, proyecciones indeseadas de material y efectos de ondas de choque aéreas. Por el contrario, con valores mayores del máximo, se obtiene una fragmentación pobre en la parte superior de la voladura, con presencia de grandes bloques.
Calculo de las cargas Altura de la Carga de fondo (Hf) Las fórmulas desarrolladas coinciden en utilizar una relación Hf = V + U, o lo que es igual, Hf = 1,3 V, sin embargo, las experiencias prácticas en nuestras rocas, han reflejado que esta relación es Ing. Miguel A. Gil
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relativamente alta. De acuerdo a los resultados obtenidos en la mayoría de las operaciones de voladura en nuestro país, se sugiere la utilización de un valor que estaría comprendido entre 0,6 V y 1,3 V. Para efectos del cálculo, en este manual, utilizaríamos en la fórmula un valor intermedio:
Concentración de la carga de fondo (Lf) La concentración de carga de fondo por metro de hueco, viene determinada por la fórmula:
Donde: P = Grado de confinamiento del explosivo r = Radio del hueco (cm) 10 = Factor de ajuste para la conversión de medidas = Densidad del explosivo en gr/cm3
Carga de fondo total (Qf) La carga de fondo total, de acuerdo a las fórmulas establecidas, sería:
Altura de la carga de columna (Hc) El propósito de la carga de columna es el de fracturar la roca, situada encima del nivel del piso del banco; como esta zona es menos resistente a la rotura que el fondo, el explosivo generalmente utilizado es de menos densidad y potencia que el de carga de fondo. La altura de la carga de columna, luego de haber definido la de la carga de fondo y la atacadura, sería:
Concentración de carga de columna (LC) La concentración de carga de columna por metro de hueco, viene determinada por la misma fórmula utilizada para la carga de fondo, variando los datos respecto al explosivo utilizado como carga de columna:
Carga de columna total (Qc)
Carga total del hueco (Qt)
Factor de carga (Fc) El factor de carga constituye el consumo de explosivos por cada unidad de roca volada (t, m3) y se calcula utilizando la siguiente fórmula:
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VOLADURAS DE PEQUEÑO DIÁMETRO CON K < 2V El proceso de cálculo está basado en la utilización de bancos de altura menor a dos (2) veces el valor obtenido como medida del retiro o línea de menor resistencia teórica (K 2Vt). Cuando en la voladura se presentan bancos bajos, se hace complicado el cálculo, debido a que al calcular las cargas, la carga de columna da resultados negativos. Para tener un concepto claro de lo que hay que hacer en estos casos, se debe considerar la utilización de una atacadura que ocupe el espacio de un tercio de la altura del banco, tomando la misma medida para la sobreperforación: Para el cálculo del patrón de voladuras, se tomará como factor de carga el valor de la constante de la roca “c”, según el criterio expuesto en el comienzo del capítulo y como carga del hueco, se calculará la cantidad de explosivo contenida en el espacio vacío del mismo (H - H0), considerando el uso de un solo tipo de explosivo en una carga única (se recomienda el mismo explosivo utilizado como carga de fondo). Con el cálculo del área de influencia de un hueco, se determinan los valores del retiro y el espaciamiento
Si consideramos que la relación establecida previamente de E = 1,25 V, al desarrollar la fórmula, tendríamos entonces el valor de V:
Es importante señalar, que este tipo de voladuras es de alto riesgo, debido a las proyecciones de roca que genera y la posibilidad de una mala fragmentación; sin embargo, en la medida que sea necesario disminuir los riesgos de proyección, se incrementa la atacadura y la sobreperforación y se disminuye la carga, garantizando que la sobreperforación siempre esté fuertemente cargada. Al disminuir la cantidad de carga por hueco, disminuye la medida del retiro.
VOLADURAS DE GRAN DIÁMETRO Dentro de este grupo se encuentran las voladuras con barrenos mayores a 180 mm de diámetro. La perforación se suele llevar a cabo con equipos de perforación a rotación con brocas ticónicas, que son de aplicación en las grandes explotaciones mineras a cielo abierto y en excavaciones para determinadas obras públicas.
Diámetro de perforación (D) Al igual que con las voladuras de pequeño diámetro, la elección de este parámetro se realiza a partir del volumen de producción horaria y tipo de roca que se desea fragmentar,
Altura de banco (K) La altura de banco está relacionada con el alcance de las excavadoras de cables y el diámetro de perforación. Según la capacidad de esos equipos de carga la altura en metros puede estimarse con la siguiente expresión: Donde: Ce = Capacidad del de carga del balde de la excavadora (m3). En algunos casos la altura de banco está limitada por la geología del yacimiento, por el control de la dilución del mineral y por razones de seguridad. Teniendo en cuenta la resistencia de la roca, la dimensión de K puede también estimarse a partir del diámetro D Ing. Miguel A. Gil
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Atacadura o Retacado (H0) La longitud de retacado se determina en función del diámetro y la resistencia de la roca RESISTENCIA DE LA ROCA
VARIABLE
Blanda
Mediana – dura
Muy dura
Altura del banco (K)
52 D
44 D
37 D
Atacadura (H0)
40 D
32 D
25 D
Sobreperforación (U) La sobreperforación suele calcularse a partir del diámetro de los barrenos. Cuando se perforan barrenos verticales, la sobreperforación de la primera fila alcanza valores de 10 -12 D. Se pueden emplear longitudes de sobreperforación menores que las indicadas en los siguientes casos:
Planos horizontales de estratificación y coincidentes con el pie del banco. Aplicación de cargas selectivas de explosivo. Empleo de barrenos inclinados. DIÁMETRO DEL BARRENO (mm)
VARIABLE Sobreperforación (U)
180 – 250
250 - 450
7-8D
5-6D
Inclinación En la gama indicada de diámetros es muy frecuente el empleo de la perforación rotativa. Debido a los inconvenientes que plantea la inclinación del mástil en este tipo de perforadoras, sobre todo en rocas duras, se utiliza sistemáticamente la perforación vertical. Un ejemplo típico lo constituyen las explotaciones de minerales metálicos con alturas de banco comprendidas entre 10 Y 15 m. Sin embargo, en rocas blandas y con alturas de banco superiores a 24 m es aconsejable la perforación inclinada. Así sucede en las explotaciones de carbón a cielo abierto.
Esquemas de perforación El valor del retiro V, como ya se ha indicado, es función del diámetro de la carga, de la resistencia de la roca y de la energía específica del explosivo utilizado. El diámetro de la columna de explosivo suele coincidir con el diámetro de perforación, ya que es normal el empleo de explosivos a granel y sistemas mecanizados de carga que permiten, además de un ritmo de llenado alto, variar las características del explosivo a lo largo de la columna. Valores recomendados del retiro y espaciamiento en función del tipo de roca y explosivo utilizado. VARIABLE
EXPLOSIVO
ANFO HIDROGELES EMULSIONES
Y
RESISTENCIA DE LA ROCA Blanda
Mediana – dura
Muy dura
RETIRO (V)
28 D
23 D
21 D
ESPACIAMIENTO (E)
33 D
27 D
24 D
RETIRO (V)
36 D
32 D
30 D
ESPACIAMIENTO (E)
45 D
37 D
34 D
Distribución de carga En las grandes explotaciones a cielo abierto se ha venido utilizando de forma regular el ANFO como carga única, debido a las siguientes ventajas: Ing. Miguel A. Gil
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Bajo costo Elevada Energía de Burbuja Seguridad Facilidad de mecanizar la carga, etc.
El empleo de los hidrogeles se ha visto limitado a los casos en que no era posible la utilización del ANFO, como por ejemplo cuando los barrenos alojaban agua en su interior, o simplemente cuando los cartuchos colocados en el fondo actuaban de iniciadores o cebos del resto de la columna de explosivo. En la actualidad, el desarrollo de las emulsiones y la posibilidad de obtener en el propio camión de carga mezclas de emulsión y ANFO (ANFO Pesado) ha propiciado la implantación de las cargas selectivas. El sistema consiste en la creación de una carga de fondo de un explosivo denso con una longitud de 8 a 16 D, según el tipo de roca, y llenado del resto del barreno con ANFO. Esta técnica de carga proporciona un costo mínimo de perforación y voladura comparado a los resultados óptimos de la operación en términos de fragmentación, esponjamiento, condiciones de piso y geometría de la pila. En las voladuras de gran diámetro los consumos específicos de explosivo (Factor de carga) varían entre 0,25 y 1,2 kg/m3.
VOLADURAS EN BANCO CON BARRENOS HORIZONTALES En las voladuras en banco convencionales el corte de la roca al nivel del piso se consigue por medio de la sobreperforación y la concentración de explosivo de alta potencia en el fondo de los barrenos verticales. Aunque esta práctica da generalmente buenos resultados, existen casos en los que las condiciones cambiantes de los macizos dificultan el corte de las rocas en las partes inferiores de los bancos. En tales situaciones puede aumentarse la longitud de perforación y la altura de la carga de fondo, o bien complementar el esquema con barrenos horizontales o zapateras. En Europa Central, esta técnica de voladuras está bastante extendida, debido a las ventajas que presenta en macizos rocosos difíciles:
Mejor corte de la roca a la altura del piso del banco. Menor concentración de explosivos en el fondo del banco. Menor fracturación en el techo de los niveles inferiores.
Por el contrario, los inconvenientes que presenta son:
Aumento de la perforación específica. Dispositivo especial en los carros de perforación para hacer los barrenos en horizontal. Mayor número de desplazamientos de la perforadora entre los dos niveles de trabajo.
Generalmente, los barrenos se perforan con el mismo diámetro, en la gama de 89 a 110 mm. En cuanto a los esquemas de perforación, los barrenos verticales se efectúan hasta una distancia a los horizontales de 0,5 a 1 V, con lo que el retiro teórico en los barrenos horizontales pasa a ser de: Donde: V = Retiro de los barrenos verticales (m) V2 = Retiro de los barrenos horizontales (m) El espaciamiento entre los barrenos horizontales E2, con respecto al de los barrenos verticales suele ser:
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Donde: E2 = Espaciamiento entre barrenos horizontales (m) E = Espaciamiento entre barrenos verticales (m) La longitud de los barrenos horizontales H2 depende de la anchura de la voladura, por lo que será un valor múltiplo del retiro de los barrenos verticales: H2 = n x V, siendo n el número de filas de barrenos verticales.
VOLADURAS PARA PRODUCCIÓN DE ESCOLLERA En determinadas obras de superficie como son la construcción de diques marítimos y presas de roca se necesitan materiales con unas granulometrías variables y muy específicas. La roca de mayor tamaño dentro de esas curvas de distribución constituye la denominada “escollera”. La configuración de las voladuras para producir bloques de grandes dimensiones difiere de la convencional de las voladuras en banco. Dos objetivos básicos consisten en conseguir un corte adecuado a la cota del piso y un despegue limpio a lo largo del plano que forman los barrenos con un agrietamiento mínimo de la roca por delante de dicho plano. Las pautas que deben seguirse para el diseño de las voladuras de escollera son las siguientes:
Altura de banco lo mayor posible, dentro de unas condiciones de seguridad de la operación. Habitualmente, se adoptan alturas entre los 15 y 20 m. Diámetros de perforación comprendidos entre 75 y 115 mm. Inclinaciones de barrenos entre 5 y 10°, Sobre perforación U = 10 D. Longitud de carga de fondo de 55 D, con explosivos que den una elevada densidad de carga. Relación entre el retiro y el espaciamiento V/E = 1,4 - 1,70. En ocasiones se emplean valores incluso superiores a 2. Consumo específico en la zona de la carga de fondo en función de la resistencia a compresión simple de la roca: > 650 g/m3 para RC > 100 MPa (rocas duras) < 500 g/m3 para RC < 100 MPa (rocas medianamente duras)
Retacado intermedio entre la carga de fondo y la carga de columna del orden de 1 m. Carga de columna desacoplada con una relación entre el diámetro del barreno y el diámetro de carga alrededor de 2. Atacadura con una longitud de 15 D. Secuencia de encendido instantánea en toda la fila de barrenos.
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Con los criterios de diseño indicados, los resultados reales obtenidos en un gran número de voladuras efectuadas en rocas homogéneas son los recogidos en la tabla que se presenta a continuación
PESO DEL BLOQUE (t)
PORCENTAJE DE BLOQUES (%) RC < 100 MPa
RC > 100 MPa
> 3.000
30
50
1.000 – 3.000
20
25
50 - 200
25
15
Finos
25
10
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CAPITULO 14: VOLADURA SUBTERRÁNEA Los trabajos de excavación subterránea se deben a dos razones fundamentales:
Para la creación de espacios que van a ser utilizados para diversos fines (túneles carreteros o ferrocarrileros, túneles de acceso y de vialidad minera, silos de almacenamiento de materiales, túneles de trasvase de obras hidroeléctricas, obras de construcción, defensa militar, etc.). Para la utilización del material excavado (explotación minera).
Sus dimensiones, acabados finales, sostenimiento interno y demás aspectos dependen de su función. Así, un túnel carretero o hidráulico debe tener un buen perfilado por ser para uso permanente, mientras que una galería de explotación puede quedar con acabado irregular si va a ser abandonada una vez cumplida su misión. Los túneles son abiertos mayoritariamente en tendido horizontal, pero también inclinado y en forma vertical. En este último caso, la excavación se efectúa de abajo hacia arriba desde un determinado punto o nivel o de arriba hacia abajo. La sección de los túneles puede variar entre 9 m2 hasta más de 100 m2, con diámetros de hueco de 32 mm a 51 mm. En rocas competentes los túneles con secciones menores de 100 m2 pueden excavarse a sección completa en un solo paso, mientras que la apertura de grandes túneles, donde la sección resulta demasiado amplia, o donde las características geomecánicas de la roca no permiten la excavación a sección completa, el método usual consiste en dividir el túnel en dos partes: la superior o bóveda que se excava como una galería de avance horizontal, y la inferior que se excava por banqueo convencional. Este banqueo puede efectuarse con huecos verticales o ligeramente inclinados, o con huecos horizontales, en cuyo caso se utilizará el mismo equipo perforador empleado para la bóveda. Como las dimensiones del retiro y espaciamiento son cortas, especialmente en el área del arranque, los explosivos deberán ser lo suficientemente insensibles para evitar la transmisión de la detonación por simpatía, además de tener una velocidad de detonación lo suficientemente elevada, superior a 3.000 m/s para evitar el efecto canal en los explosivos encartuchados dentro de huecos de mayor diámetro.
VOLADURA DE TÚNELES Para efectos de voladura del frente de un túnel de pequeña a mediana envergadura se divide en tres áreas: la de corte o arranque, la de destroza y la de contorno. Estas se disparan en tres etapas: corte, destroza y contorno, con disparos individuales, espaciados en tiempo, de modo tal que actúan en conjunto, aparentemente en forma instantánea, pero con salidas ordenadas secuencialmente para permitir el desplazamiento del material fragmentado.
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A diferencia de la voladura de bancos, donde se cuenta con dos o más caras libres para la salida de la voladura, en tunelería la única cara libre disponible es la del frente de avance, que es también la única superficie factible para la perforación, por lo que ésta se efectúa en condiciones de gran confinamiento. Cuanto más pequeña sea el área del frente, la roca estará más confinada, requiriéndose por tanto mayor carga específica de explosivo por m3 a romper cuanto más reducida sea la sección a volar. El principio de ejecución se basa en crear un hueco libre, en el área de arranque, con los barrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. Dicho hueco tiene, generalmente, una superficie de 1 a 2 m2, aunque con diámetros de perforación grandes se alcanzan hasta los 4 m2. El área de destroza, que es comparable geométricamente a las voladuras de banco, requiere cargas específicas de explosivo de entre cuatro y diez veces superiores, 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, como sucede con los barrenos de zapatera o piso. Los barrenos de contorno son los que establecen la forma final del túnel. Esto se logra perforando los barrenos dándole una inclinación que los hace llegar más allá de del contorno; el ángulo de inclinación va a depender del espacio necesario para el emboquille, lo cual a su vez es función del equipo de perforación que se emplee. Generalmente, el ángulo de inclinación hacia afuera de la sección, debe dejar un espacio, entre la línea de corte del contorno y el área diseñada del frente, entre 0,1 y 0,2 metros. En cuanto a la posición del cuele, ésta influye en la proyección del escombro, en la fragmentación y también en el número de barrenos. De las tres posiciones: en rincón, centrada inferior y centrada superior, se elige normalmente ésta última, ya que se evita la caída libre del material, el perfil del escombro es más tendido, menos compacto y mejor fragmentado. Durante las labores de excavación se debe mantener un corte de la sección del túnel que garantice el emboquille, de manera práctica, del equipo de perforación a ser utilizado para la perforación de la voladura siguiente, con el objeto de mantener la sección del túnel de acuerdo a la proyectada.
Sistemas de avance La forma o el esquema según el cual se ataca la sección de los túneles y galerías depende de diversos factores:
Equipo de perforación empleado, Tiempo disponible para la ejecución. Tipo de roca, Tipo de sostenimiento, y Sistema de ventilación.
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En rocas competentes los túneles con secciones inferiores a 100 m2 pueden excavarse con perforación y voladura a sección completa o en un solo paso. La excavación por fases se utiliza para la apertura de grandes túneles donde la sección resulta demasiado grande para ser cubierta por el equipo de perforación, o cuando las características geomecánicas de las rocas no permiten la excavación a plena sección. El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos partes, una superior o bóveda y otra inferior en banco o de destroza. La bóveda se excava como si se tratara de una galería y la destroza, que irá retrasada con respecto al avance de la bóveda, se lleva a cabo por banqueo. El banqueo puede ser vertical, en cuyo caso será necesario disponer de una perforadora con una deslizadera no demasiado grande, pues de lo contrario presentará problemas de ubicación en puntos próximos a los hastiales. La ventaja de este sistema es que el banco completo puede ser perforado y volado de forma continua y simultánea con la bóveda. El banqueo horizontal permite la utilización del mismo equipo de perforación que para la bóveda y además el mismo procedimiento de carga de explosivos y desescombro. El principal inconveniente de este sistema es la discontinuidad de ejecución.
Cuando la calidad de la roca es mala, es preciso dividir el túnel en varias secciones más pequeñas. Una técnica bastante común es la de abrir en la bóveda una galería piloto con una o dos destrozas laterales. Esa galería piloto, que sirve principalmente de reconocimiento, va adelantada con respecto a las destrozas. La excavación de la bóveda se completa por lo general antes de iniciar el arranque de la sección inferior, aunque en túneles anchos puede llevarse a cabo simultáneamente estableciendo un acceso entre el piso del túnel y la bóveda mediante una rampa lateral. Tras la apertura de la galería de avance en la media sección superior, se efectúan las destrozas laterales de forma simultánea o desfasadas entre sí, utilizando como frente de salida el propio hueco libre de la galería y disponiendo los barrenos de contorno de modo que se consiga el perfil definitivo con el menor daño posible de la roca, esto es aplicando la técnica del recorte. A una cierta distancia del frente, que suele ser igual al avance de los disparos, se irá efectuando el revestimiento definitivo con los diferentes sistemas existentes. La excavación de la sección inferior se realiza también por fases, en su parte central con banqueo y en los macizos laterales con destrozas y voladuras de recorte. La perforación puede ser vertical u horizontal y el avance simultáneo o desfasado. Ing. Miguel A. Gil
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Diseño del cuele o cuña Debido a su longitud en relación con la relativamente pequeña sección transversal del túnel, los huecos solamente pueden ser perforados en forma perpendicular a la cara libre (o con pequeña inclinación). En tales condiciones la voladura no puede arrancar la roca tal como podrían hacerlo si estuvieran dispuestos en planos paralelos a la cara como en la voladura de bancos. Esta dificultad se subsana, dedicando un cierto número de huecos, que se disparan primero (huecos de cuele y contracuele), para abrir una cavidad inicial, cuyas paredes actuarán como caras libres para los barrenos subsiguientes, esta apertura se denomina “corte” o “arranque”. La profundidad del corte deberá ser igual a la estimada para el avance del disparo, cuando menos. La ubicación influye en la facilidad de proyección del material roto, en el consumo de explosivo y el número de huecos necesarios para el disparo. Por lo general, si se localiza cerca de uno de los flancos (a) se requerirá menos barrenos en el frontón; cerca al techo (b) proporciona buen desplazamiento y centrado de la pila de escombros, pero con mayor consumo de explosivo; al piso (c) es conveniente 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) Para la obtención de una cara libre en la voladura de túneles, actualmente se emplean varios tipos de cuele, como por ejemplo:
Cuele de huecos paralelos Cuele en V Cuele en pirámide o diamante Cuele en abanico
De estos tipos de cuele, el más utilizado es el de huecos paralelos con uno o dos huecos de mayor diámetro, vacíos, en el centro, mientras que los cueles en ángulo, han caído en desuso debido a lo complicado y laborioso de la perforación y se aplica actualmente en muy pocas excavaciones, la mayoría de áreas de explotación pequeñas. La perforación y carga de un cuele debe ser realizada con extremo cuidado debido a que el éxito de la voladura y la eficiencia en el avance depende de la voladura del mismo. Cuele de huecos paralelos El cuele de huecos paralelos consiste en uno o varios barrenos de gran diámetro vacíos, entre 57 y 127 mm, rodeados por una serie de barrenos con un retiro pequeño, cargados y paralelos al hueco vacío. El principio del método es que el hueco vacío actúa como cara libre de los barrenos que lo rodean y, cuando los barrenos del cuele son detonados se obtiene una gran abertura que le sirve de cara libre a los huecos de destroza a lo largo de toda su extensión, desarrollándose de esta manera el resto de la voladura. El área que ocupa en el frente, el cuele, generalmente es de 2 a 4 m2, dependiendo del diámetro de perforación utilizado. Ing. Miguel A. Gil
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Ventajas: Algunas de las ventajas de este tipo de cuele son:
Diseño relativamente simple Como todos los huecos son paralelos, se utilizan completamente las barras de perforación Puede ser utilizado en voladuras con frente de área relativamente pequeña
Como desventajas tenemos:
Utilización de equipo especial de perforación para la apertura del hueco de gran diámetro del centro Indisponibilidad del frente para varios equipos de perforación mientras se perfora el hueco de gran diámetro Se requiere gran precisión durante la perforación y carga de los huecos del cuele
Distancia entre el barreno vacio y los barrenos cargados del cuele Método de cálculo: La distancia entre el barreno central de expansión y los barrenos de la primera sección, no debe exceder de 1,7 D para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la roca. Para distancias mayores de 2 D, el ángulo de salida es demasiado pequeño y se produce una deformación plástica de la roca entre los dos barrenos. Incluso si la distancia es inferior a D, pero la concentración de carga es muy elevada se producirá la sinterización de la roca fragmentada y el fallo del cuele. Por eso, se recomienda que se calcule sobre la base de V = 1,5 D, donde D es el diámetro del hueco vacío. Cuando se cargan los huecos de rotura del cuele, es importante seleccionar una concentración de carga que esté bien balanceada. Si la carga es insuficiente, se presentan riesgos de falla y posibilidad de huecos no volados y si por el contrario, la carga es excesiva, hay exceso de rotura y daños a los huecos de destroza cercanos a la cuña, presentándose igualmente falla en la voladura. Después de la detonación de estos huecos, se obtiene una abertura cuadrada y la rotura continua con la detonación de los huecos de destroza adyacentes a la abertura. El esquema geométrico general de un corte de cuatro secciones con barrenos paralelos se indica en la siguiente figura: La distancia entre el barreno central de alivio y los barrenos de la primera sección no debería exceder de 1,7 x D (D es el diámetro del barreno de alivio y D1 el de producción) para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la roca. Las condiciones de fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo, características de la roca y distancia entre los barrenos cargados y vacíos. Para un cálculo más rápido de las voladuras de túnel con cortes de barrenos paralelos de cuatro secciones se puede aplicar la siguiente regla práctica: para determinar el número de secciones, la longitud del lado de la última sección V debe ser igual o mayor que la raíz cuadrada del avance Ing. Miguel A. Gil
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En el corte de cuatro secciones, la profundidad de los huecos puede estimarse con la siguiente expresión:
Donde: L = longitud de barreno, en m. D = diámetro del hueco de alivio, en mm. La concentración lineal de carga para los barrenos del arranque se calcula a partir de la siguiente expresión:
Donde: q1 = concentración lineal de carga, en kg/m. D1 = diámetro de producción, en m. D2 = diámetro del barreno de alivio, en m. V = dimensión del retiro, en m. c = constante de la roca. PRANFO = potencia relativa en peso del explosivo referido al ANFO. La 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:
Donde: = densidad de explosivo (g/cm3) VE = velocidad de detonación del explosivo (m/s) = densidad del ANFO (g/cm3) VA = velocidad de detonación del ANFO (m/s) Cuele en V Este cuele se elabora con barrenos en ángulo. Con estos cueles en cuña o en V los avances que se consiguen oscilan entre el 45 y el 50% del ancho del túnel. En túneles anchos, estos avances se ven afectados por la desviación de los barrenos, que generalmente es del orden del 5%. Así por ejemplo, en un barreno de 5 m de largo, su extremo puede quedar desviado unos 25 cm, lo cual puede causar problemas de detonación por simpatía con otras cargas próximas. Los cueles en V necesitan una mínima anchura de túnel para lograr un buen avance. En túneles estrechos, el ángulo de la cuña se reduce y su voladura se hace más dificultosa. Este fenómeno se origina por el alto grado de confinamiento en que se encuentra el cuele; la precisión de la perforación es otro factor que posee 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. Ing. Miguel A. Gil
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Comprende a cuatro, seis o más huecos convergentes por pares en varios planos o niveles (no hacia un solo punto) de modo que la cavidad abierta tenga la forma de una cuña o “trozo de pastel”. Es de ejecución más fácil aunque de corto avance especialmente en túneles estrechos, por la dificultad de perforación. La disposición de la cuña puede ser en sentido vertical horizontal. El ángulo adecuado para la orientación de los huecos es de 60 a 70°. Si el ángulo fuese menor, se debe incrementar la carga por barreno o incluir otra cuña en profundidad o por encima de la primera. Es más efectivo en rocas suaves a intermedias. Ventajas: Algunas de las ventajas de este tipo de cuele son:
Puede ser utilizado el mismo tipo de perforadora y aceros de perforación para todos los huecos La simetría de los huecos hace relativamente fácil la perforación cuando se utilizan equipos mecanizados
Por otro lado, las desventajas más comunes son:
Debido a la inclinación de los huecos, las barras de perforación no son utilizadas en toda su extensión n todos los huecos Un mínimo ancho de túnel es requerido
Método de cálculo: Los parámetros de diseño del cuele, en función del diámetro de perforación D, son los siguientes:
Altura del cuele Hc = 46 D Retiro V = 34 D Longitud de carga de fondo Hf = 0,3 L Atacadura H0 = 12 D Nº de huecos = 3 por lado (en sentido vertical)
Los barrenos del contracuele, que también se perforan inclinados con respecto al eje del túnel, se disponen de acuerdo con los siguientes cálculos:
Retiro V = 24 D Longitud de carga de fondo Hf = 0,3 L Atacadura H0 = 12 D
El valor del retiro debe cumplir la siguiente condición: V ≤ 0,5 L – 0,2 m, lo que supone que en voladuras de pequeña profundidad, el retiro debe reducirse. Los barrenos del cuele y los más próximos del contracuele, deben dispararse con detonadores ms y el resto con detonadores LP. Cuele en abanico Al igual que los cueles en V, el cuele de abanico necesita una cierta anchura de túnel para que el avance conseguido con la voladura sea aceptable. 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 en 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. Ing. Miguel A. Gil
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La distribución irregular de la perforación, así como la necesidad de una planificación de profundidades de los barrenos, y un emboquillamiento de los mismos, bien precisos, han hecho que su utilización en la actualidad se haya reducido. El cuele en abanico, por otra parte, 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. Los valores para el cuele de abanico se obtienen con los mismos principios de cálculo utilizados para el cuele en V. Cuele en pirámide o diamante Una de las variaciones del cuele en V, también llamado “cuele instantáneo”, comprende a cuatro o más huecos dirigidos en forma de un haz convergente hacia un punto común imaginariamente ubicado en el centro y fondo de la labor a excavar, de modo que su disparo instantáneo creará una cavidad piramidal. Este método requiere de una alta concentración de carga en el fondo de los huecos (ápex de la pirámide). Se le prefiere para piques y chimeneas. Según la dimensión del frente puede tener una o dos pirámides superpuestas. Con este corte se pueden lograr avances de 80% del ancho de la galería; su inconveniente es la gran proyección de escombros a considerable distancia del frente. Se aplica, generalmente, en rocas duras.
Diseño del patrón de voladura y cálculo de las cargas Para el diseño del patrón de voladura debemos tener claro la distribución y objetivo de cada uno de los barrenos que participan en el proceso. Estos deben hacerse por separado para cada sector:
Cueles (cuñas) Barrenos de destroza Barrenos de piso Barrenos de paredes (hastiales) Barrenos de techo
El cálculo del patrón de voladuras para excavaciones subterráneas parte, en principio, de las fórmulas utilizadas para la voladura de bancos, con ciertas modificaciones que implican el aumento de la carga necesaria para vencer la resistencia de la roca sometida a grandes esfuerzos de compresión y la indisponibilidad de una cara libre franca. De acuerdo a estas consideraciones, se Ing. Miguel A. Gil
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parte del cálculo básico del retiro, el cual es la clave para el diseño total de la voladura. Para el cálculo del retiro se deben considerar los siguientes parámetros:
Diámetro del barreno (D), en mm Grado de confinamiento del explosivo (P) Potencia del explosivo a utilizar (s) Constante de la roca (c) Relación E/V
Diámetro del barreno (D): Igualmente que en la voladura de bancos es el punto clave del cálculo, en el caso de las voladuras subterráneas, este diámetro oscila, en la generalidad de los casos, entre 31 y 51 mm.
Grado de confinamiento del explosivo (P): El grado de confinamiento está definido como la cantidad de carga en gr/cc del volumen nominal del barreno, el cual suele estar entre un 15% al 25% menor que el volumen teórico. Esto quiere decir, que en el momento de la carga, el explosivo es comprimido en un porcentaje del mismo, dependiendo del método de carga que se utilice; por este motivo, encontramos que la densidad real del explosivo dentro del hueco es mayor que su densidad original y, por tanto, hay una modificación equivalente de la potencia relativa. En el caso de la voladura subterránea, generalmente se utiliza la dinamita. Actualmente se está generalizando el uso de hidrogeles, los cuales por la naturaleza incompresible de su matriz acuosa, la densidad se mantiene invariable. Potencia del explosivo: Otro de los parámetros considerados para el cálculo del retiro, lo constituye la potencia relativa del explosivo utilizado en la voladura como carga de fondo, a este respecto, se utiliza, como patrón, la dinamita regular 60%, considerando su potencia como 1, si se utiliza otro explosivo debe ser utilizada su potencia con relación a la dinamita 60%
EXPLOSIVO
POTENCIA RELATIVA (S)
DENSIDAD 3 (g/cm )
1
1,35
0,88
0,85
0,8 - 1
0,8 – 1,40
Dinamita 60% ANFO Hidrogeles y Emulsiones
GRADO DE CONFINAMIENTO 3 (P) (g/ cm )
MÉTODO DE CARGA
1,15
Carga manual (cartuchos)
1,25
Cargador neumático (cartuchos)
0,9
Carga manual (cartuchos)
0,95
Cargador neumático a granel
1,15
Manual (cartuchos)
1,25
Cargador neumático (cartuchos)
Constante de la roca (c): La constante "c" representa el valor mínimo de carga necesario para fracturar un metro cúbico de roca. Este valor, en voladuras subterráneas ha sido determinado entre 1,1 y 1,5 kg/m3.
Por lo tanto, la línea de menor resistencia (retiro), o la distancia más corta entre el centro de la carga a la cara libre puede calcularse mediante la siguiente fórmula:
A partir de la obtención de este valor desarrollamos el cálculo del patrón de voladura de todos los sectores del frente de explotación. (Como dato de control se puede considerar que el retiro no debe ser mayor que: Ing. Miguel A. Gil
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Calculo de los barrenos de destroza Barrenos con rotura horizontal hacia arriba
Retiro: Se toma el valor resultante de la fórmula original para el retiro: Vd = V Espaciamiento: Para el espaciamiento de los barrenos se toma un valor igual a: Ed = 1,1V. Cargas del hueco: Las cargas de estos huecos son calculadas según las siguientes relaciones:
Espacio que ocupa la carga de fondo: Hf = 1/3 H Calculándose la carga lineal:
Donde: P = Grado de confinamiento del explosivo r = Radio del hueco, expresado en cm 10 = Factor de ajuste para la conversión de medidas de gramos y centímetros a kilogramos y metros = Densidad del explosivo en gr/cm3 El resto de los cálculos seria:
Carga de fondo total: Qf = Lf Hf (kg.) Atacadura: H0 = 0,5V Concentración de carga de columna: Lc = 0,5Lf Longitud de carga de columna: Hc = H - H0 - Hf
Barrenos con rotura horizontal hacia abajo
Retiro: Igual que el anterior, se toma el valor resultante de la fórmula original para el retiro Espaciamiento: Como estos barrenos necesitan una menor fuerza de esponjamiento y además, son ayudados por la fuerza de gravedad, la carga específica se reduce, aumentándose el espaciamiento respecto al cálculo de los huecos horizontales y de rotura hacia arriba, con la relación: Ed = 1,2V. El resto de los cálculos se efectúan de la misma manera que el anterior.
Barrenos de piso El cálculo del retiro y el espaciamiento de estos barrenos se hace de manera idéntica que los de destroza horizontales y hacia arriba, sin embargo, en el momento de su colocación en la sección del túnel, debe considerarse el espacio de emboquille necesario para la operatividad del equipo de perforación y que, como se estableció anteriormente, debe tener un espacio entre 0,1 y 0,2 metros entre el piso y la ubicación del barreno. Las variaciones con relación a los cálculos anteriores serían solo en:
Atacadura: En el caso de este tipo de barrenos es, según se muestra: H0 = 0,2V. Carga de columna: La concentración de carga de columna aumenta según relación: Lc = 0,7Lf
Luego de la medición del ancho de la galería o túnel en su base, se colocan los barrenos con un ajuste del espaciamiento para que se adapten a esa anchura. Ing. Miguel A. Gil
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Barrenos de las paredes o hastiales Los barrenos en esta zona tienen una consideración especial porque ellos van a funcionar como un recorte, de manera de no causar el menor daño a la pared final.
Retiro: El retiro para estos barrenos es igual a: Vh = 0,9 V Espaciamiento: Debido a la consideración descrita anteriormente, estos barrenos tienen una menor carga específica que los de piso o destroza: Eh = 1,2V Cargas del hueco: Las cargas de estos huecos son calculadas según las siguientes relaciones: Espacio que ocupa la carga de fondo: Hh = 1/6 H Atacadura en el caso de este tipo de barrenos: H0 = 0,5V. Concentración de la carga de columna: Lc = 0,4Lf
Barrenos de techo Los barrenos de techo se calculan de la misma manera que los barrenos de pared con una sola diferencia, la carga de columna se reduce a: Lc = 0,3Lf Comprobación de los esquemas de voladura Una vez efectuados los cálculos de los esquemas y cargas, y antes de efectuar las voladuras, es interesante chequear o contrastar los datos obtenidos con los estándares o resultados típicos de operaciones similares. Estas comprobaciones se pueden realizar con simples gráficos, donde se refleja el consumo específico de explosivo en función de la sección del túnel y diámetro de perforación, el número de barrenos por voladura y la perforación específica a partir de las dos variables indicadas.
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Los gráficos anteriores se refieren a voladuras con barrenos paralelos y sólo pueden tomarse como valores aproximados, pues son muchas las variables que influyen sobre los resultados de la excavación: tipos de rocas y explosivos, tamaño de los barrenos, tipos de cuele, necesidad de voladuras de contorno, restricciones por vibraciones, etc., que pueden hacer variar ligeramente los parámetros de diseño. La comprobación final de los cálculos se hará una vez efectuada la voladura. La forma de introducir las modificaciones necesarias a partir de los análisis de los resultados en las primeras pruebas debe ser gradual y sistemática, recomendándose incluso que en las voladuras iniciales no se perforen los barrenos en toda su profundidad y se vaya poco a poco aumentando el avance por ciclo. Diseño del esquema de disparo El esquema de disparo está relacionado directamente con la creación de una cara libre por efecto de la detonación del cuele o la cuña. En la Fig. se muestra un ejemplo de esquema de disparo.
VOLADURA DE POZOS Además de las excavaciones para la explotación de yacimientos o para la apertura de cámaras de grandes dimensiones, en cualquier proyecto subterráneo existen labores como son los pozos y las chimeneas verticales o inclinadas que se caracterizan por el trazado lineal de las mismas y las dificultades de perforación. En las últimas décadas, se han desarrollado numerosos métodos que tienden a la mecanización de los trabajos, mediante la aplicación de técnicas y equipos de perforación especiales, y al aumento de los avances y rendimientos, conjuntamente con las condiciones de seguridad. Los métodos de ejecución de pozos pueden dividirse en tres grupos:
Método de banqueo. Método de espiral. Métodos de sección completa.
Método de banqueo Este método es adecuado para pozos de sección cuadrada o rectangular. Consiste en perforar en cada voladura la mitad del fondo del piso, que se encuentra a una mayor cota, dejando la otra mitad para la recogida de aguas, si fuera necesario, o como hueco libre. Las voladuras actúan Ing. Miguel A. Gil
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como en pequeños bancos con un frente libre, desplazando el material hacia el hueco de la anterior. El sistema de perforación suele ser manual con martillos neumáticos.
Método de espiral Se aplicó inicialmente en Suecia y consiste en excavar el fondo del pozo en forma de una espiral, cuya altura de paso dependerá del diámetro del pozo y el tipo de terreno a fragmentar. Dentro de cada corte se vuela una sección de la espiral con un ángulo lo suficientemente grande como para que el tiempo que exige realizar un corte completo coincida con un múltiplo entero del tiempo de trabajo disponible. Los barrenos en cada radio se perforan paralelos y con la misma longitud, ya que siempre existirá una cara libre que en cada posición desciende. Además de las ventajas de rendimientos y costes que presenta este método, otras particularidades interesantes son que puede sincronizarse la longitud del corte en función de la organización del trabajo, son sencillos los esquemas de perforación y sistemas de voladura y no se necesitan barrenadores con mucha experiencia. Por último, como el escombro siempre queda en la parte más profunda el equipo de carga puede trabajar con un alto rendimiento.
Método de sección completa Los métodos de sección completa se utilizan con mucha frecuencia en la excavación de pozos tanto de sección rectangular como circular. Las técnicas de disposición de los barrenos son diversas, pues de forma similar a lo que sucede en el avance de túneles y galerías, es necesario crear inicialmente con algunos barrenos una superficie libre, a no ser que se disponga de un barreno de gran diámetro o chimenea de expansión. Los tipos de voladuras empleados son: con cuele en V, cónico, paralelo y con barreno de expansión.
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Los cueles en V se aplican a los pozos con sección rectangular. Los planos de los diedros formados por los barrenos inclinados entre 50° y 75°, deben tener direcciones paralelas a las discontinuidades, a fin de aprovecharlas en el arranque. Los cueles cónicos son los más empleados en los pozos circulares, debido, por un lado, a la facilidad con que se puede mecanizar la perforación de los barrenos y por otro, al menor consumo de explosivo con respecto al cuele de barrenos paralelos. Los huecos se disponen formando en la parte central diversas superficies cónicas invertidas. Tanto la profundidad de las voladuras como el número de barrenos dependen de un gran número de variables como son: el tipo de terreno, el diámetro de las cargas de explosivo, esquema de voladura, tipo de cuele, organización de los trabajos y sobre todo, la sección de la excavación. No pueden darse pues unas reglas concretas para las variables de diseño citadas, ya que será preciso ajustarlas en cada caso. El cuele de barrenos paralelos trabaja de forma semejante a como lo hacen en las galerías o túneles. Los resultados que se han obtenido hasta la fecha son interesantes, presentando la ventaja adicional de una mayor sencillez de la perforación. Una variante de la anterior la constituyen las voladuras con barreno central de gran diámetro o chimenea. En estos casos se dispone de una cara libre más efectiva que favorece la rotura y desplazamiento de la roca, así como su carga. En lo referente a los explosivos, si se utilizan encartuchados, la relación entre el diámetro de los barrenos y el calibre de los cartuchos pequeños debe estar entre 1,2 y 1,25, o disponer de una holgura de unos 10 mm en los grandes. El empleo de hidrogeles a granel es el sistema ideal para reducir el número de barrenos o aprovechar al máximo la perforación. La conexión de los detonadores se realiza en la mayoría de los casos en paralelo, disponiendo los circuitos en forma de anillos.
VOLADURA DE CHIMENEAS Se denominan chimeneas a aquellas excavaciones con dimensiones reducidas y una inclinación superior a 45°. Las longitudes de estas labores, que son típicas en minería, son variables y pueden llegar a superar los 100 m. Sirven para unir galerías a distinto nivel cerrando los circuitos de ventilación, para el paso del mineral y estériles, para las aperturas iniciales en las explotaciones por subniveles, etc. En obras civiles también son trabajos que se realizan con frecuencia, sobre todo en las centrales hidroeléctricas y depósitos de almacenamiento subterráneos. La excavación de chimeneas ha constituido hasta épocas recientes una de las labores que presentaban mayores dificultades en el arranque con perforación y voladura, hasta la aplicación de los sistemas de barrenos largos. Los métodos de ejecución se clasifican en dos grandes grupos:
Perforación Ascendente: Manual, con jaula Jora o con plataforma Alimak. Perforación Descendente: Barrenos largos con cuele de barrenos vacíos, con cuele cráter, voladuras "VCR» y método mixto.
Métodos con perforación ascendente Estos métodos eran los tradicionales y los únicos existentes hasta la aparición de los métodos de barrenos largos. Ing. Miguel A. Gil
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Método clásico manual Se aplica en explotaciones pequeñas donde el número de labores a realizar no justifica la inversión en equipos especiales y las chimeneas son de reducida longitud. El método consiste en ir levantando una estructura interior de madera, simultáneamente al avance de la excavación, de forma que sirva no sólo de sostenimiento sino incluso de plataforma de trabajo desde la cual se realiza la perforación de los barrenos con martillo de mano y empujadores. Esas estructuras se construyen con unas pasarelas de servicio. Los barrenos se suelen disponer en V o en abanico con unos avances por disparo de 1,5 a 2 m. Este método resulta competitivo en minas pequeñas, pero las condiciones de trabajo son difíciles y requiere un personal muy experimentado.
Método de la Jaula Jora Este sistema consta de una jaula que va suspendida de un cable que pasa a través de un barreno central perforado antes de comenzar la excavación de la chimenea. Los barrenos se perforan generalmente paralelos utilizando el orificio central de mayor diámetro como cuele, consiguiendo avances por disparo de 3 a 4 m. El barreno central, además de servir como hueco de expansión en la voladura, resulta ventajoso desde el punto de vista de la ventilación.
Método de la plataforma Alimak Consiste en una jaula con plataforma de trabajo que se desliza a lo largo de unas guías fijadas a la pared de la chimenea. La perforación se realiza mediante martillos pesados y empujadores en barrenos paralelos, consiguiéndose avances por disparo de hasta 3 m. Una vez efectuado el disparo, se ventila el fondo de la chimenea inyectando aire comprimido yagua pulverizada. A continuación, se sube la plataforma y se procede al saneo del techo reiniciándose de nuevo el ciclo de trabajo.
Los métodos anteriores presentan los siguientes inconvenientes:
Se desarrollan con ciclos completos de gran duración, perforación, voladura, ventilación y saneo, y por tanto los rendimientos son bajos debido a los tiempos muertos. Requieren mucho personal y bastante especializado. Las condiciones de seguridad e higiene no son buenas. El coste de ejecución es generalmente alto. Ing. Miguel A. Gil
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Métodos con perforación descendente En la década de los años 70 se iniciaron diversas experiencias perforando los barrenos en toda la longitud de la chimenea y efectuando después las voladuras por fases mediante cargas colgadas. Estos métodos exigen una gran exactitud de la perforación, lo cual ha llevado a los fabricantes, al diseño de equipos y accesorios especiales. Actualmente, las desviaciones pueden mantenerse por debajo del 2% con perforadoras de martillo en cabeza y del 1% con las de martillo en fondo.
Método del cuele de barrenos vacíos Esta técnica, que se desarrolló en el avance de túneles y galerías, fue la que primero se aplicó en chimeneas con barrenos largos. Los barrenos se perforan con equipos de martillo en cabeza con diámetros entre 51 y 75 mm ensanchando los huecos centrales hasta 100 ó 200 mm de diámetro. Los barrenos se disponen, generalmente, en secciones cuadradas que se disparan por fases en tramos de 2 a 4 m; primero la zona del cuele y a continuación las zonas de destroza, si bien cuando se posee una gran experiencia es posible ejecutar la voladura a plena sección utilizando detonadores de microrretardos en el cuele y de retardo en la destroza. Debe evitarse el gran confinamiento de las cargas a fin de que no se produzca la sinterización de la roca. El cierre inferior de los barrenos se realiza con cualquier método, y el retacado se recomienda hacerla con agua para eliminar atascos. Los esquemas de los barrenos del cuele pueden estimarse con la siguiente expresión: Donde: E = Espaciamiento entre barrenos (mm). D1 = Diámetro de los barrenos con carga (mm). D2 = Diámetro del barreno central vacío (mm). y los barrenos de las secciones de destroza con la ecuación siguiente: En cada sección la piedra se aconseja que no sea mayor que la anchura del hueco contra el cual rompe cada barreno. Las concentraciones lineales de carga en los barrenos del cuele y destroza se determinan con las dos siguientes expresiones:
Donde: q = Concentración lineal de carga (kg/m). D1 = Diámetro de los barrenos (mm). En la Figura puede verse el esquema de tiro de los barrenos de cuele y primera sección de destroza de una chimenea donde el barreno central de expansión es de 150 mm. El contorno de las chimeneas puede perfilarse con voladuras de recorte disponiendo los barrenos con un espaciamiento medio de 13D.
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Método del cuele Cráter Consiste en abrir una cavidad de aproximadamente 1 m2 con cinco barrenos de diámetros comprendidos entre 65 y 102 mm colocando las cargas de explosivo para que trabajen en forma de voladuras en cráter. ""-Una vez efectuado el cuele en toda su longitud se lleva a cabo la destroza, empleando los esquemas y las cargas indicadas en el método anterior. Las ventajas del sistema del cuele cráter frente al método del cuele paralelo son las siguientes:
Menores costes de perforación, al ser el número de barrenos inferior y eliminar el ensanchamiento por escariado del barreno central, y No se precisa una perforación tan exacta.
Método VCR (Cráteres verticales en retroceso) Este método consiste en delimitar la cámara de mineral a explotar por un sistema de galerías paralelas a distinto nivel, perforando desde una galería superior todos los huecos pasantes que cubren la cámara y disparándolos sucesivamente en forma ascendente con cargas esféricas (cargas explosivas que cumplen con la expresión “L < 6 D”), situadas a una profundidad tal que los cráteres formados se solapen, definiendo un techo lo más regular posible. Según Livingston puede calcularse con la siguiente fórmula:
Donde: L = Longitud óptima de las perforaciones E = factor de energía = 1,5 (dependiendo del tipo de roca y explosivo) P = grado de compactación de la carga en kg/dm3 D = diámetro del hueco, en mm. Al comenzar la operación se tapona el fondo del hueco y se llena con arena hasta una determinada altura, para que selle y sirva de lecho a la carga explosiva, a la que luego de colocada y cebada se cubre por encima con arena fina o agua como taco inerte (de una longitud de 12 veces el diámetro del hueco). Los demás huecos se cargan distribuyendo sus columnas escalonadas, aumentando su profundidad con diferencias de 10 a 20 cm. El retiro debe ser inferior a la profundidad de carga del hueco central, pero no deben estar demasiado próximos entre sí, para evitar problemas por las altas concentraciones de carga empleadas. Se enciende un hueco a la vez, sobre todo al principio del trabajo. Posteriormente al dominarse el trazo y tipo de roca pueden dispararse varios al mismo tiempo, con números alternos de micro retardo. Cada disparo abrirá primero un cráter en forma de cono invertido, ensanchándose luego toda área del frente de voladura por etapas. El material roto cae hacia el piso inferior de donde se retira. De esta forma, con cada tiro, la chimenea avanza hacia arriba denominándose por ello método de cráteres invertidos en retroceso. Los diámetros más usuales son 110 mm (4,5”) y 161 mm (6,5”). Ventajas:
Menores costos de perforación y menor número de barrenos. Mayor facilidad de carga del explosivo. Ejecución de la chimenea en una sola fase y, por consiguiente, menor tiempo de excavación, y Posibilidad de perforar con los equipos de producción de martillo en fondo. Mayor seguridad para el personal al eliminar el riesgo de desplomes Ing. Miguel A. Gil
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Rapidez, buena fragmentación, menor vibración por el menor peso de explosivo por retardo Mayor protección de las cajas ya que el propio material volado actúa de sostenimiento Se adapta a yacimientos estrechos del orden de 3 a 10 m de potencia, incluso con inclinaciones no muy elevadas. No se necesita perforar chimenea de arranque para cara libre, como en los métodos anteriores.
Desventajas:
Al finalizar la extracción puede desprenderse roca de las cajas produciendo dilución Existe la posibilidad de hundimiento cuando se llega a la corona.
Método combinado Consiste en la apertura, mediante Raise - Boring, de una chimenea piloto de un diámetro de 1 a 2 m y utilización posterior de dicha labor como hueco de expansión. El método es aplicado en los grandes proyectos subterráneos de obra pública y en la excavación de pozos o chimeneas de gran sección. Las ventajas principales que presenta son:
Esquemas amplios de perforación y, por consiguiente, costes bajos. Cargas de explosivo relativamente pequeñas y, por lo tanto, menores daños a la roca remanente. Posibilidad de ejecutar el disparo de toda la chimenea de una sola vez.
La distancia del primer barreno al hueco excavado mecánicamente debe ser pequeña, pues el frente libre es cóncavo y la roca se encuentra bastante sana después de dicha excavación.
Comentarios finales
El uso de barrenos largos en cualquiera de los métodos permite obtener costos operativos más bajos que con otro tipo de perforación. Esto se debe principalmente a que permite una alta mecanización y a su alto nivel de producción (si el cuerpo mineralizado tiene condiciones adecuadas). Ing. Miguel A. Gil
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Es necesario realizar un diseño adecuado para la preparación a fin de sacar el máximo provecho al yacimiento. En cualquiera de los métodos utilizados, se tiene que tener mucho cuidado con la dilución. Ésta estará presente por caída de las cajas o por la presencia de bolsones de estéril, presentes en los cuerpos mineralizados.
El principal inconveniente de este tipo de voladuras, es la generación de vibraciones que pueden dañar labores o instalaciones próximas. Este problema se resuelve mediante la aplicación de cargas con retardos intermedios o con espaciadores de madera. Con un estudio de vibraciones puede determinarse la cantidad máxima de explosivo que puede constituir cada carga individual, considerando lo siguiente: 1. La relación longitud de carga/diámetro debe mantenerse por encima de 20 para obtener una buena fragmentación. 2. El volumen de roca situado frente a los retacados intermedios tiende a desmejorar la fragmentación.
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CAPITULO 15: APLICACIONES ESPECIALES VOLADURAS CONTROLADAS O DE CONTORNO Día a día se imponen condiciones cada vez más exigentes sobre la calidad de los trabajos de voladuras que se realizan; esta calidad viene referida de acuerdo a parámetros fundamentales como lo son:
Metodología: La metodología empleada en la ejecución de los trabajos deben cubrir variables de gran importancia tales como: ruido, vibraciones del terreno, proyecciones de material, ondas de choque aéreas, etc. Resultados: Los resultados obtenidos dependen directamente del uso a que se destinen: cortes perfectos de paredes de roca, estabilidad de los macizos de roca trabajados, tipo de fragmentación de la roca, geometría de las estructuras rocosas, etc. Personal: El personal asignado a la realización de los trabajos debe reunir un mínimo de requisitos sobre calificación técnica y científica; con conocimientos amplios sobre las labores a realizar para así evidenciar potenciales peligros derivados de una mala práctica de voladuras.
Todos los factores mencionados, son importantes tomarlos en cuenta al instante de ejecutar trabajos de voladuras; en cualquier momento pueden introducirse otras variables a considerar según el trabajo a realizar, como por el contrario, desechar algunas de ellas. La energía no aprovechada en el proceso de fragmentación y desplazamiento de la roca, reduce la resistencia estructural del macizo rocoso fuera del ámbito de actuación teórica del corte. Esto se manifiesta en forma de sobreexcavación, dejando al macizo fracturado en un estado de colapso potencial. Las consecuencias negativas que se derivan de este hecho son las siguientes:
Mayor dilución del mineral con estéril en las zonas de contacto en las minas metálicas. Aumento del costo de la carga y el transporte debido al incremento del volumen del material de excavación. Aumento del costo de hormigonado en las obras civiles: túneles, centrales hidráulicas, cámaras de almacenamiento, zapatas, muros, etc. Necesidad de reforzar la estructura rocosa residual mediante costosos sistemas de sostenimiento. Se precisa sanear y mantener el macizo residual con un mayor riesgo para el personal en operación. Aumenta el aporte de agua a la zona de trabajo debido a la apertura y prolongación de las fracturas y discontinuidades del macizo rocoso.
El objetivo de la voladura controlada es evitar el rompimiento de la roca fuera de límites previamente establecidos, es decir evitar la sobreexcavación. Es un método especial que permite obtener superficies de corte lisas y bien definidas, al mismo tiempo que evita el agrietamiento excesivo de la roca remanente, con lo que contribuye a mejorar su estabilidad, aspecto muy importante en trabajos subterráneos de orden permanente, para prevención de desplome de techos y otros riesgos, y en superficie para la estabilidad de taludes en cortes de laderas. Se emplea a menudo para el acabado superficial de túneles de obras hidráulicas o viales, para reducir el consumo de concreto cuando éstos tienen que ser cementados, y en cámaras subterráneas para mejorar el autosostenimiento de techos y paredes. También se aplica para excavaciones precisas para cimentación de maquinaria, para piques y chimeneas, para límite final de bancos en minería a tajo abierto y para extraer grandes y bien formados bloques de piedra ornamental en canteras de mármol, caliza marmórea y granito, entre otros. Además, en minería a cielo abierto, el control de las voladuras en los taludes finales de explotación puede reportar las siguientes ventajas Ing. Miguel A. Gil
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Elevación del ángulo del talud, consiguiéndose un incremento de las reservas recuperables o una disminución del ratio de desmonte (estéril/mineral). Reducción del riesgo de desprendimientos parciales de talud, minimizando la necesidad de bermas anchas y con una repercusión positiva sobre la productividad y seguridad en los trabajos de explotación.
Paralelamente, en trabajos subterráneos la aplicación de las voladuras de contorno tiene además las siguientes ventajas:
Menores dimensiones de los pilares en las explotaciones y por consiguiente mayor recuperación del yacimiento. Mejora de la ventilación, debido al menor rozamiento del aire en las paredes de las galerías. Menor riesgo de daños a la perforación adelantada.
Así pues, los esfuerzos destinados a la aplicación de las voladuras de contorno en las obras subterráneas y a cielo abierto quedan ampliamente justificados tanto por motivos técnicos como económicos y de seguridad
Teoría del método Una carga explosiva convencional acoplada, que llena completamente un barreno, al detonar crea una zona adyacente en la que la resistencia dinámica a compresión de la roca es ampliamente superada, triturándola y pulverizándola. Fuera de esa zona de transición, los esfuerzos de tracción asociados a la onda de compresión generan grietas radiales alrededor de todo el barreno, lo que se denomina fisuramiento radial. Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, esas grietas radiales tienden a propagarse por igual en todas direcciones, hasta que por colisión de las dos ondas de choque en el punto medio entre barrenos, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial.
Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado, lográndose esto en especial cuando dos barrenos son cercanos. Posteriormente estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de Ing. Miguel A. Gil
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explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de gases permite obtener un plano de fractura definido. Según esto, el mecanismo de trabajo de una voladura de contorno comprende a dos efectos diferentes: uno derivado de la acción de la onda de choque y otro derivado de la acción de los gases en expansión. La presión de gases es clave en la voladura controlada, por lo que se debe tratar de mantenerla hasta que complete la unión de las grietas que parten de los barrenos adyacentes. Esto se conseguirá adecuando la longitud de la atacadura para evitar el escape prematuro de los gases a la atmósfera.
Aspectos generales de las voladuras controladas A diferencia de los barrenos de voladura normal, los de voladura controlada deben espaciarse de tal modo, que las fracturas creadas se dirijan a los puntos de menor resistencia, es decir de barreno a barreno, alineándose para formar un plano de corte, con lo que se disminuye o elimina la formación de fracturas radiales. Entre sus condiciones fundamentales tenemos: 1. Relación de espaciamiento/retiro inversa a la normal; es decir menor espaciamiento que retiro. 2. Explosivo de mucho menor diámetro que el del barreno para que la relación de desacoplamiento sea mayor que la convencional de 2,1 a 1. 3. Carga explosiva lineal distribuida a todo lo largo del barreno, preferentemente con cartuchos acoplables o en ciertos casos carga amortiguada con espaciadores. 4. Taco inerte solamente para mantener el explosivo dentro del barreno, no para confinarlo. 5. Empleo de explosivo de baja potencia y velocidad. 6. Disparo simultáneo de todos los barrenos de la línea de corte, sin retardos entre sí. (Es conveniente un intervalo mínimo de 60 a 100 ms entre la voladura principal y los barrenos de la línea de corte periférica). 7. Mantener el alineamiento y paralelismo de los barrenos, de acuerdo al diseño del corte a realizar, de lo contrario no hay buen resultado.
Ventajas de la voladura controlada a. Produce superficies de rocas lisas y estables. b. Contribuye a reducir la vibración de la voladura principal y la sobreexcavación, con lo que se reduce también la proyección de fragmentos y los efectos de agrietamiento en construcciones e instalaciones cercanas a la voladura. También facilita el transporte de los detritos de voladura, por su menor tamaño. c. Produce menor agrietamiento en la roca remanente. Es importante tener en cuenta que la voladura convencional, según la carga y el tipo de roca puede afectar a la roca techo a profundidades de hasta 1,50 y 2,00 m debilitando la estructura en general, mientras que la voladura controlada sólo la afecta entre 0,20 y 0,50 m, contribuyendo a mejorar el autosostenimiento de las excavaciones. d. En minería puede ser una alternativa para la explotación de estructuras débiles e inestables.
Desventajas de la voladura controlada a. Mayor costo que la voladura convencional por requerir más perforación y empleo de explosivos especiales o acondicionados a propósito. b. Mayor demora en la obra, por el incremento del trabajo de perforación. c. En algunos tipos de terreno no llega a dar los resultados esperados, como por ejemplo en material detrítico incompetente o deleznable. Mejores resultados por lo general se obtienen en rocas homogéneas y competentes. Ing. Miguel A. Gil
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Aspectos prácticos a considerar Algunos aspectos prácticos que deben tenerse en cuenta son los siguientes:
En las formaciones masivas homogéneas, los resultados de las voladuras de contorno llegan a ser excelentes. Por el contrario, en macizos fracturados se observa que el agrietamiento inducido al superar la resistencia dinámica a tracción de la roca representa un porcentaje mínimo en la sobreexcavación, si se compara con los daños producidos por la acción de cuña de los gases. Si los barrenos cortan algún sistema de discontinuidades y las tensiones inducidas no son suficientes para conformar una distribución de grietas radiales, la superficie de rotura estará marcadamente influenciada por las fisuras naturales y, con mayor probabilidad, aparecerá sobreexcavación. En este caso, se recomienda aumentar ligeramente la concentración de carga para generar un conjunto de pequeñas grietas radiales y conseguir, con alguna de éstas, orientar el plano de corte. Si las discontinuidades naturales intersectan longitudinalmente a los barrenos, esa modificación será infructuosa. Si las discontinuidades del macizo rocoso se presentan cerradas o con material de relleno, la sobreexcavación producida es generalmente menor. La distribución espacial de las fisuras tiene un gran peso en la sobreexcavación, especialmente cuando la distancia media entre discontinuidades es menor que el espaciamiento entre barrenos y/o longitud de retacado. En este caso, se recomienda cerrar el esquema con el fin de reducir el efecto del control estructural. Según la orientación del corte proyectado, con respecto a las discontinuidades estructurales predominantes, en formaciones estratificadas, en las que la dirección de los planos de discontinuidad coincide con la traza del talud proyectado, puede producirse una sobreexcavación por deslizamientos planos si la inclinación de los estratos varía entre 25° y 65° y por fenómenos de vuelco si varía entre 85° y 110°. Cuando las juntas son paralelas al plano del talud, puede obtenerse un frente sano con relativa facilidad. La presencia de agua en los barrenos, puede reducir la eficiencia del desacoplamiento de las cargas al transmitir un mayor esfuerzo de tensión a la roca circundante. Las coqueras u oquedades del terreno intersectadas por los barrenos provocan una caída de la presión del barreno que puede repercutir en el éxito de la excavación. En tales circunstancias, se recomienda rellenar con material granular los huecos e incluso aumentar ligeramente la densidad de carga. El ángulo formado por la dirección de propagación de las ondas con respecto a la estratificación influye en las leyes de propagación de las vibraciones generadas en las voladuras y transmitidas a través del macizo rocoso. Las tensiones in situ del macizo rocoso en el que se desea ejecutar la voladura de contorno pueden llegar a hacer impracticable el precorte, ya que se precisaría una presión de barreno muy elevada para superar tales tensiones. Una solución consiste en la ejecución de un recorte, una vez realizada parte de la excavación que sirve para descomprimir y liberar de tensiones al macizo rocoso.
Son varias las técnicas, para voladuras controladas, desarrolladas en los últimos años, pero las más aplicadas son:
Voladuras de precorte Voladura suave o de recorte Voladuras amortiguadas Barrenación en línea
Estas técnicas se efectúan tanto para trabajos subterráneos como en superficie.
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Voladura de precorte Consiste en crear en el macizo rocoso una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar las voladuras de producción, mediante una fila de barrenos, generalmente de pequeño diámetro, y con cargas de explosivo desacopladas. El disparo de los barrenos de precorte se puede realizar simultáneamente con los de destroza pero adelantándose un intervalo de tiempo de 90 a 120 ms. La aplicación de este método provee el aislamiento de la roca a ser volada del resto de la roca que la circunda. Debido a que los diferentes tipos de roca tienen diferentes características, es de primordial importancia que el método se ajuste a éstas. Normalmente es necesario efectuar algunos disparos de prueba para conocer el comportamiento de la roca y ajustar parámetros, pero como guía puede aplicarse algunas ecuaciones propuestas para el caso, así: El factor de carga por metro de hueco que no cause daño a la roca, pero que produzca suficiente presión como para crear la acción de corte se puede estimar por:
Donde: Lc = kg de explosivo por metro lineal de hueco D = diámetro del hueco en mm Si se aplica este factor de carga, el espaciamiento entre los huecos de precorte será determinado por la ecuación: Donde: E = espaciamiento, en metros. D = diámetro de los barrenos vacíos, en metros. En voladuras de precorte se trabaja con una relación E/D que oscila entre 8 y 12, con un valor medio de 10. La constante 10 se aplica para asegurar que la distancia no sea excesiva y que el corte ocurra, pero según experiencia puede llevarse hasta 12. En la mayoría de aplicaciones de precorte no se estila sobreperforación. En algunos casos se aplica una carga concentrada de 2 a 3 veces al fondo del hueco, en otros toda la columna es desacoplada, es decir de baja energía y de menor diámetro que el del hueco. Existen diferentes criterios respecto a las necesidades de colocar atacadura a los barrenos, y sobre la longitud del taco, teniendo en cuenta la necesidad de mantener retenidos los gases de explosión en los huecos. Usualmente las rocas competentes no requieren taco mientras que sí son necesarios en las rocas fisuradas e incompetentes. El precorte se aplica preferentemente en bancos de superficie para delimitar sectores, para cortar bloques; para evitar una excesiva sobrerrotura hacia atrás (back break) y para formar los taludes finales de la excavación.
Aplicación Trabajos a cielo abierto Actualmente se cargan los barrenos con cargas continuas (generalmente cartuchos tubulares extra largos), de pequeño diámetro (26 mm o 1 pulgada); las cargas utilizadas en este tipo de trabajo la constituyen las amonitas, acuageles, dinamitas. En algunas ocasiones se ha utilizado ANFO, obteniendo resultados muy poco satisfactorios debido al sobrefracturamiento en el contorno de los barrenos. Las cargas se disparan simultáneamente con cordón detonante o detonadores eléctricos instantáneos; si la hilera es excesivamente larga, se divide en porciones y se retarda con Ing. Miguel A. Gil
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detonadores de retardo o retardo para cordón, con tiempo mínimo de retardo en milisegundos (ms).
Los mejores resultados de precorte se han obtenido (si la configuración del área lo permite), cuando se ha realizado éste antes de perforar los barrenos para la voladura principal, debido a que si se inicia el precorte con la voladura principal ya perforada o cargada, puede haber movimiento no deseable en la roca y afecte la ejecución de la misma, dejando barrenos cargados o que haya desplazamiento de las capas rocosas que impidan sean cargados satisfactoriamente. El espaciamiento óptimo debe ser determinado en las voladuras de prueba, sin embargo, existen valores teóricos muy aproximados referidos a roca relativamente competente y en condiciones normales. Según los resultados obtenidos, estos parámetros se ajustan (hasta lograr los resultados deseados), debido a que cada formación rocosa o área de trabajo tiene características particulares diferentes a las demás. Los barrenos se cargan aproximadamente hasta un 75% de su profundidad. En roca muy fisurada se puede reducir hasta un 55% y deben tener una buena atacadura para evitar que se disparen como un cañón (se "soplen"). Debe, además, tomarse en cuenta el hecho de que el diámetro de la carga no debe ser mayor que la mitad del barreno para obtener resultados satisfactorios. Teóricamente, la longitud de las hileras de precorte es ilimitada, pero en la práctica no se recomienda que se hagan muy alejadas de los frentes de trabajo, debido a que pueden presentarse inconvenientes si se cambian las características de la roca. Además se debe tomar en cuenta que si el espaciamiento entre huecos se hace muy grande, no se produce el plano de rotura, y si es pequeño, puede ocurrir un sobrefracturamiento. Se recomienda realizar precorte de avance en cada voladura para así saber con bastante exactitud el comportamiento de la roca para los subsecuentes trabajos y prolongaciones de línea de precorte. En formaciones medianamente duras, pueden obtenerse mejores resultados incluyendo barrenos guía o vacíos (barrenos vacíos entre los barrenos cargados) para desarrollar las fracturas a lo largo de un plano o dirección deseada; por ejemplo, se utiliza para dirigir fracturas en las esquinas evitando que se sobrefracturen las puntas o no se pueda obtener un buen corte. En muchos trabajos de precorte se mejoran los resultados incluyendo entre los barrenos cargados, estos barrenos guía; ya que reduce el sobrefracturamiento y orientan mejor la línea de corte. Además consideremos que no en todos los trabajos de precorte este método es aplicable. Ing. Miguel A. Gil
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Trabajos subterráneos El precorte ha tenido algunas utilizaciones en trabajos subterráneos, especialmente para controlar el sobre - fracturamiento, mejorar la estabilidad de techos y paredes y reducir las necesidades de concreto. Si los barrenos en el perímetro del frente de voladura se perforan siguiendo los principios del precorte, se cargan con pocos explosivos y se inician instantáneamente primero que el resto de los barrenos, se logra evitar el sobre - fracturamiento de techos y paredes. En los barrenos horizontales es necesario que se utilice alguna forma de atacado para prevenir que el barreno se "sople.
La técnica del precorte ha sido muy poco utilizada en trabajos subterráneos, debido a que por lo pequeño del área a trabajar se presenta generalmente cruzamiento de las perforaciones, lo cual origina problemas. La técnica es satisfactoria en trabajos de control de derrumbes y precorte de los bloques de mena, minimizando la dilución del mineral.
Ventajas
Aumento del espaciamiento entre los barrenos de la voladura principal, lo cual implica una reducción de costos de perforación. Protege la superficie de roca remanente, deja la superficie lisa y evita la formación de grietas. Ayuda a mejorar la fragmentación de la roca. Se puede utilizar en trabajos a cielo abierto y en trabajos subterráneos.
Limitaciones
Es difícil determinar el resultado hasta tanto no se haya excavado en la voladura primaria hasta llegar a la pared. Hay un incremento considerable en las operaciones de perforación, aumentando los costos de la misma, por voladura.
Evaluación de resultados Esta evaluación un tanto empírica puede hacerse de forma cuantitativa y cualitativa. La evaluación cuantitativa se basa en el cálculo del factor de cañas visibles, que es el cociente entre la longitud de las medias cañas visibles después de la voladura y la longitud total que fue perforada. El análisis conjunto de la superficie creada, en roca que permite observar detalles, facilitará la observación de daños o fallas que puedan corregirse ajustando factores de carga y espaciado entre huecos como se muestra en el cuadro siguiente: Ing. Miguel A. Gil
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Voladuras suaves o de recorte Las voladuras suaves son también conocidas como voladuras perimetrales, voladuras de perfiles o simplemente de recorte convencional. Consiste en la voladura de una fila de huecos cercanos, con cargas desacopladas, pero después de la voladura “principal” o de producción. El factor de carga se determina de igual forma que para el precorte, pero como esta técnica implica el arranque de roca hacia un frente libre, el espaciamiento normalmente es mayor que en el precorte, pudiendo ser determinado por la ecuación: Donde: E = espaciamiento. D = diámetro del hueco. El disparo es también en dos etapas, primero los barrenos de producción y después, con una diferencia de unos 100 ms, los de recorte. Las condiciones de confinamiento de ambas son diferentes, en el precorte mientras no sale la voladura principal el retiro es infinito, en tanto que en el recorte el retiro tiene una distancia definida y razonable, después de haber salido la voladura principal, de modo que puede ser estimado en el diseño de la voladura. El retiro debe ser mayor que el espaciado para asegurar que las facturas se “encadenen” apropiadamente entre los huecos antes que el bloque de retiro se desplace, pudiendo estimarse con la ecuación:
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Donde: V = retiro o línea de menor resistencia. E = espaciamiento entre huecos. Cuando los huecos de recorte tienen el mismo diámetro que los de producción la técnica se conoce como Trim Blasting.
Principio Este es un método especial que tiene por objeto proteger la roca circundante a la voladura, obteniendo así una voladura lisa, libre de agrietamiento y desestabilización. En esta técnica, los barrenos son perforados a lo largo de los límites de excavación, llevándose con cargas ligeras y bien distribuidas. Se inician con un mínimo de retardo (en muchos casos instantáneamente) inmediatamente después de haber disparado el último barreno de la voladura principal.
Aplicación Trabajos a cielo abierto Las mismas aplicaciones referidas en la técnica del precorte.
Trabajos subterráneos Esta técnica la referiremos con más detalle en este tipo de trabajo, debido a que es en la sub superficie donde se ha desarrollado completamente. A medida que los túneles y cámaras subterráneas han ido encontrando nuevas aplicaciones, ha cobrado más importancia la técnica de volar de modo que quede protegida la roca circundante. Estas aplicaciones se han diversificado en:
Túneles de acceso a las instalaciones subterráneas. Túneles de carreteras, ferrocarril y metro. Túneles para redes de telecomunicaciones. Túneles para redes eléctricas. Túneles para desagües. Túneles para centrales hidroeléctricas. Túneles para suministro de agua potable. Cámaras para el almacenamiento de hidrocarburos. Otras cámaras de almacenamiento. Silos de arena. Refugios antiaéreos. Garajes subterráneos, etc.
Para que esta técnica sea efectiva y se obtengan resultados satisfactorios debemos hacer un análisis de los factores que entran en juego, como son:
Precisión en la perforación. Colocación de los barrenos. Concentración y forma de la carga. Encendido. Carga en el resto de los barrenos de la voladura. Propiedades de la roca.
Precisión en la perforación: La voladura de perfiles no se puede obtener sin una buena precisión en la perforación. Al perforar los barrenos de contorno surgen varias fuentes de error, las cuales se deben tratar de minimizar al máximo. Errores de ataque: Son llamados también errores de "emboquillamiento" y surgen cuando la barra de perforación no muerde en el punto previsto, lo cual debe evitarse hasta donde sea posible. Ing. Miguel A. Gil
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Errores de dirección: Se mide en cm/m, y se presenta cuando la barra de perforación se desvía durante la perforación, en ángulo distinto a la inclinación previamente establecida. El mínimo margen de error aceptable es de 3 cm/m de barreno perforado. Colocación de los barrenos: Los barrenos son perforados en el perímetro de la voladura, estos barrenos son preferiblemente de pequeño diámetro. La relación entre la línea de menor resistencia (V) y la distancia entre barrenos (E) debe estar aproximadamente a: V = 1,25 E. Mediante esta disposición se obtiene un control de agrietamiento entre los barrenos, de modo que se concentren al corte del contorno definitivo. Concentración y forma de la carga: Para la concentración de carga, tomamos como punto de partida la siguiente tabla de valores: Valores estimados de carga para voladuras suaves Concentración Diámetro de la Diámetro del de carga carga (mm) Retiro (m) barreno (mm) (kg/m)
Espaciamiento (m)
25 - 32
0,08
11
0,45
0,35
25 - 43
0,18
17
0,70 – 0,80
0,50 – 0,60
48 - 51
0,18
17
0,80 – 0,90
0,60 – 0,70
48
0,38
22
1,00
0,80
64
0,52
25
1,00 – 1,10
0,80 –0,90
La concentración de carga y la forma de la carga es de gran importancia. Los cartuchos de pequeño diámetro, de explosivo de baja densidad, dan una buena distribución de carga en toda la longitud del barreno. Los cartuchos estándar (200 mm de longitud) se han utilizado colocando espaciadores entre ellos para poder obtener una baja concentración total de la carga; sin embargo, da como resultado concentraciones relativamente altas en distintos puntos, obteniéndose resultados poco satisfactorios en formaciones no consolidadas. Para obtener buenos resultados en este tipo de trabajo, se debe confinar la carga con una buena atacadora de arena, barro o tapón plástico diseñado para tal fin, además de colocarle una carga de fondo para un mejor acabado. Cargas de fondo recomendadas para los barrenos de techo y paredes Carga de fondo barrenos de Diámetro de perforación Carga de fondo barrenos de techo paredes (mm) (kg) (kg) Aprox. 30
0,10
0,20
Aprox. 40
0,175
0,35
Aprox. 50
0,33
0,66
Debido a que los barrenos del piso llevan normalmente cargas mayores que el resto, esto se ha traducido en acusados agrietamientos, dejando una superficie irregular, Permitiendo la penetración del agua de las capas inferiores; lo que implica que estos barrenos tengan muy buen controlo en su distribución y cantidad de carga.
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Diámetro de los barrenos (mm)
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Valores guía para la carga de los barrenos de piso Carga de fondo Carga de Retiro (m) Espaciamiento (m) (kg) columna (kg)
Aprox. 30
0,30
0,50
0,70
0,60
Aprox. 40
0,45
0,65
0,80
0,65
Aprox. 50
0,75
0,90
0,90
0,70
Encendido La iniciación debe efectuarse con el menor lapso de tiempo entre las hileras de barrenos de contorno. El plan de encendido se proyecta de tal modo que los barrenos del piso tengan una cara libre, disminuyendo así la carga necesaria para levantar la roca desprendida que hay sobre ellos. Se logra un buen resultado si se perfora los barrenos de contorno de modo que la zona de corte quede 0,5 m detrás del resto de los barrenos, de esta manera, se les disminuye el grado de confinamiento y se mejoran los resultados. Resulta, entonces, muy importante, que el esquema de encendido se confeccione de tal modo que los barrenos de contorno tengan rotura libre en el momento de la detonación. Carga en el resto de los barrenos de la voladura Los barrenos más cercanos a los contornos, deben ser cargados con cantidades de carga menores que el resto de los barrenos de la voladura, si se desea un buen resultado. En la tabla 13.5, se dan valores aproximados para este tipo de barrenos. Carga recomendada para barrenos cercanos a los de contorno Carga de fondo Carga de columna Diámetro de perforación (mm) (kg) (kg) Aprox. 30
0,30
0,40
Aprox. 40
0,45
0,60
Aprox. 50
0,75
1,00
Para este tipo de voladuras, las cargas tubulares de 600 mm o 1.000 mm de longitud, producen un efecto favorable en los resultados. La sobrecarga de los barrenos se evita debido a que las cargas tubulares (o conformadas) son rígidas y no pueden comprimirse en los barrenos de la misma manera que los cartuchos. La experiencia ha demostrado que empleando cargas tubulares se ahorra el 20% del consumo de explosivos encartuchados y un 30 – 40% en comparación con el ANFO.
Ventajas
Superficie de rocas más lisas Mayor estabilidad en la roca remanente Menos sobreexcavación Menos consumo de concreto para revestimiento Menos agrietamiento en la roca circundante Menos permeabilidad al agua Alcance de un perfil casi teórico Producto final de mayor calidad
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Limitaciones
Mayor número de barrenos de contorno Restringido su uso a formaciones que queden auto soportarse
Barrenación en línea Principio En la barrenación en línea, una hilera de barrenos muy próximos entre sí, sin carga y de pequeño diámetro, son perforados a lo largo de la línea de excavación neta. Proporcionando un plano de debilidad contra el cual la voladura puede romper y reflejar las ondas de choque generadas, reduciendo el sobre – fracturamiento y el sometimiento a esfuerzos, la pared terminada.
Aplicación Este método es utilizado, generalmente, en trabajos a cielo abierto, debido a que su empleo en trabajos subterráneos es muy limitado o casi no se emplea. Los barrenos para este tipo de trabajo son, generalmente, de 40 a 76 mm de diámetro y espaciados de 2 a 3 veces el diámetro de los mismos, a lo largo de la línea de excavación neta. Barrenos mayores a 76 mm de diámetro, son raramente utilizados; el aumento en el espaciamiento no justifica los costos de perforación. Los barrenos, de la voladura, más cercanos a los barrenos perforado en línea, se cargan menos que el resto de los barrenos de la voladura y se deja menos espaciamiento. La distancia entre los barrenos de la perforación en línea y el resto de los de la voladura es del 50 al 75% del retiro. A los barrenos más cercanos a la barrenación en línea, se les reduce el espaciamiento y la carga en, alrededor, de un 50%; los explosivos deben estar bien distribuidos utilizando separadores Este método es altamente efectivo en formaciones homogéneas, donde las estratificaciones y grietas son mínimas. En formaciones sedimentarias con estratificación fina y las metamórficas sólidas no es adecuado, sin embargo, se pueden obtener resultados aceptables cargando ligeramente algunos barrenos de la línea. Los mejores resultados en los trabajos de barrenación en línea, se obtienen cuando se dejan, para ser disparados posteriormente, de una a tres líneas de barrenos antes de la línea de excavación neta. Este procedimiento da un máximo alivio frente a la pared terminada, permitiendo el movimiento de la roca hacia adelante, creando mayor presión atrás y evitando el sobre rompimiento mas allá de la línea de excavación neta, obsérvese a continuación en la Fig. 13.6, el esquema general de un trabajo de barrenación en línea.
Ventajas Se considera adecuado para controlar el exceso de fracturas de la voladura (Over break). Brinda caras lisas y limpias con mínimo uso de explosivo.
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Desventajas La aplicación de esta técnica, se limita a las áreas donde la carga ligera de los barrenos de contorno, asociada con otra técnica de voladuras controladas puede causar daño a la zona inmediata de la línea de excavación neta, o, donde la barrenación en línea es usada entre barrenos cargados para dirigir un corte específico o líneas guías de precorte.
Impredecibles sus resultados excepto en formaciones muy homogéneas Elevados costos de perforación debido a los pequeños espaciamientos Tendencia a alinearlos mal debido al gran número de barrenos y lo tedioso de su perforación.
Voladuras amortiguadas Principio Conserva gran similitud con la barrenación en línea. Está constituida por una hilera de barrenos, a lo largo de la línea de excavación neta, de diámetro desde 50 a 165 mm, con cargas ligeras y bien distribuidas, e iniciados luego que la voladura principal es removida. Las cargas se colocan separadas y el espacio entre ellas se rellena con arena o piedra pulverizada (generalmente, residuos de la perforación), al igual que el resto del barreno; estos tapones de arena o amortiguadores, reducen el efecto del choque en la hilera terminada al dispararla, minimizando los esfuerzos y fracturas en la misma. Como carga de fondo se coloca, aproximadamente, toda la carga correspondiente a 1,00 m de barreno, para así dar un mejor acabado en el pié del banco. Los barrenos son iniciados con un retardo mínimo entre ellos; mientras mayor sea el diámetro, mayor será el efecto de amortiguamiento.
Aplicación Debido a que para hacer más efectivas las cargas y el relleno alrededor de ellas, es de poco valor en voladura subterránea, en donde se utilizan barrenos horizontales. El espaciamiento (E) y la línea de menor resistencia (retiro, V) varían de acuerdo al diámetro de los barrenos; también la relación E/V varía de acuerdo al tipo de formación en la cual se está trabajando, aunque el espaciamiento debe ser siempre menor que la faja de tierra a volar. En la tabla se muestran valores guías de patrones y cargas para diferentes diámetros de barrenos. Para la colocación de las cargas, se mide la profundidad del barreno y en la línea de cordón detonante descendente, se van colocando las cargas, según el plan predeterminado, tratando de mantenerlas, mientras sea posible, pegadas a la pared del barreno, adyacente a la excavación. Luego de estar las cargas colocadas, se llena el barreno de arena, polvo de perforación, grava, etc., de libre escurrimiento, proporcionando así los espaciadores de carga (o amortiguadores) y la atacadura final del barreno, la cual debe tener de 0,60 a 1,00 m de altura, dependiendo del tipo de formación en la que se trabaja. En áreas curvas o esquinas, se reduce el espaciamiento entre barrenos; en muchos casos se utilizan barrenos guía o se realiza una combinación de técnicas para mejorar los resultados Ing. Miguel A. Gil
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Voladura ADP (Air Deck Presplitting o Air Shock Blasting) Principio Método de voladura que emplea espacios de aire en lugar de las cargas explosivas desacopladas de los huecos de precorte. Consiste en colocar al fondo de los huecos, pequeñas cargas de explosivo (carga de fondo) y por encima de ellas se deja una columna de aire (carga de columna) hasta el taco inerte de la atacadura. Los huecos se alinean, separan y disparan en la forma establecida para voladura controlada, con resultados comparables a los del precorte convencional pero con menor consumo de explosivo. Las ondas generadas en el hueco se expanden en la roca creando un plano de corte.
El problema más serio es poder mantener el taco o sello de detritos de perforación en su sitio, sin que caiga dentro del hueco, lo que se logra mediante un tapón inflable, que es prácticamente una bolsa plástica patentada con el nombre de Power Plug. También hay tapones de espuma expansible. Primero la carga explosiva 15 a 20 kg de slurry o emulsión (0,39 a 0,59 kg por m 2 de área de precorte), se coloca cebada al fondo del hueco, usualmente de 6", 7 7/8" ó 9 7/8" de diámetro. Luego se introduce el tapón inflable por la boca del hueco hasta una profundidad en pies de 1,0 a 1,2 veces el diámetro del hueco en pulgadas, inflándolo con aire comprimido (7 psi) hasta que selle el hueco, el cual se cubre finalmente con detritos de perforación, y se procede a disparar. La carga específica en general, válida para huecos con diámetros entre 1 1/2" y 12 1/4" (38 a 310 mm) es de 400 g de explosivo por cada m2 de área del plano ubicado entre dos barrenos aún sin taco. En terreno poco competente se puede emplear ANFO Pesado. El tipo de roca y sus condiciones son muy importantes para un buen resultado, en roca muy fisurada o suelta generalmente no funciona. Como información transferimos algunos parámetros de perforación. Ing. Miguel A. Gil
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El espaciamiento entre huecos, en pies, deberá ser de 1,5 a 2 veces el diámetro en pulgadas, la longitud del taco en pies debería ser de 1,0 a 1,2 veces el diámetro del hueco en pulgadas, mientras que la distancia hacia el más cercano hueco de producción, en pies, equivaldrá al diámetro en pulgadas. Este método en condiciones adecuadas de aplicación proporciona ventajas como:
Mejor estabilidad de los taludes finales a menor costo. Los barrenos del precorte se perforan con las mismas máquinas perforadoras con que se perforan los barrenos de producción. Se sustituye el uso de voladura de precorte convencional, redundando en menores costos de explosivos con menores tiempos de carga. Se hace factible reducir los costos de perforación debido al incremento en el espaciamiento entre los huecos de la fila del precorte. Aparte de aplicarse como precorte para limitar y estabilizar taludes en bancos, también se emplea para el control de proyecciones, control de vibraciones, drenaje, para separar mineral del estéril en bancos irregulares y también para voladura perfilada en túneles.
Nota: En algunos casos, esta técnica de carga con columna de aire puede también ser aplicada a huecos de pequeño diámetro en voladuras periféricas o de contorno en tunelería.
VOLADURAS SECUNDARIAS Ciertas deficiencias en el disparo primario dan lugar a fragmentación irregular con producción de algunos bloques sobredimensionados (piedrones, bolos, bolones), que precisan ser troceados para que puedan manipularse con los equipos de carga o ser introducidos en las trituradoras sin que den lugar a atascos; igualmente, pueden presentarse irregularidades en el nuevo frente y piso, que deben ser corregidas o reducidas. Los trabajos de corrección, normalmente se hacen mediante otra voladura limitada, denominada “secundaria”. La voladura secundaria normalmente es peligrosa y aumenta los costos de producción por retraso en el trabajo; consumo adicional de explosivo, proporcionalmente con mayor factor de carga que en la voladura primaria; proyección de fragmentos o esquirlas a gran distancia y con rumbos impredecibles; vibración del terreno; fuerte impacto y ruido producidos por la acción de la onda de presión en el aire. Para prevenirla o limitarla se debe planificar cuidadosamente la voladura primaria, además de supervisar acuciosamente la perforación, distribución de la carga explosiva y secuencia de encendido. Otras aplicaciones las tenemos en la voladura de canales de drenaje, trincheras, zanjas, excavación para fundaciones, voladura de laderas, huecos para posteadura, etc.
Voladura de bloques con perforación de barrenos Son huecos cortos, de pequeño diámetro, usualmente de 22 mm a 51 mm, se perforan hacia el centro de gravedad de los bloques, hasta una profundidad entre 1/2 a 2/3 del diámetro o dimensión mayor del bloque y paralelo a éste, que se disparan con cargas pequeñas de explosivo. Si los bloques tienen un volumen superior a 2 m3 e irregulares, se recomienda perforar uno por cada 0,7 a 1,1 m2 del área horizontal, estimada en su parte de mayor diámetro. Después de cargados y cebados se sellan con un taco de arcilla o detritus disparándose simultáneamente. La carga dependerá del tamaño y dureza del bloque, o de si tiene planos de partición definidos, siendo importante la experiencia previa cuando no se conoce bien su comportamiento mecánico, o cuando la operación va a ser rutinaria. Una regla práctica considera factores entre 0,06 a 0,12 kg/m3. Así por ejemplo, un bloque de 1 m3 podrá ser roto con un hueco de 30 cm (1') cargado con 60 ó 80 g de dinamita. La profundidad de los huecos se determina con la relación 1,1 por la mitad de espesor del bloque (1,1 x 0,5 e). En el caso de bloques enterrados donde no se puede estimar el espesor, se Ing. Miguel A. Gil
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recomienda perforar hasta traspasarlos, medir la longitud del hueco y luego rellenarlo hasta la mitad con detritos para centrar la carga explosiva reforzada; de otro modo será difícil romperlos adecuadamente por estar confinados en el suelo. Hay cierta diferencia entre los bloques procedentes de una voladura y otros naturales, puesto que los primeros han sufrido un cierto debilitamiento (en razón de las muy elevadas tensiones sufridas), que en cierta forma facilita su posterior destrozo. Los consumos específicos que se aplican cuando se utiliza un explosivo de tipo gelatinoso, como se indican en la tabla, dependiendo del grado de enterramiento del bloque, la cantidad va aumentando desde 60 g/m3 hasta los 200 g/m3. Si se emplean explosivos menos potentes las cargas se aumentarán entre un 25 y un 50%.
Parámetros para el cálculo BLOQUES RESULTANTES DE LAS VOLADURAS (Carga específica promedio 0,06 a 0,12 kg/m3) Tamaño (área en m2)
Espesor (m)
Nº de huecos
Profundidad (cm)
Carga explosiva (g)
0,5
0,8
1
40
30
1
1
1
50
60
2
1
2
60
70
3
1,5
2
80
90
BLOQUES NATURALES SUELTOS (Carga específica promedio 1,00 kg/m3) Tamaño (área en m2)
Espesor (m)
Nº de huecos
Profundidad (cm)
Carga explosiva (g)
0,5
0,8
1
40
50
1
1
1
50
100
2
1
2
60
100
3
1,5
2
80
150
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BLOQUES NATURALES ENTERRADOS Tamaño (área en m2)
Espesor (m)
Profundidad (m)
Carga explosiva (g)
0,5
0,8
Parte enterrada = 0,5 a 0,6
150
1
1
Parte enterrada = 0,6 a 1,00
200
Ventajas
Menor consumo específico de explosivo. Fragmentación menuda por el efecto rompedor radial. Menor ruido.
Desventajas
Mayor tiempo de preparación, método lento.
Voladura de bloques con cargas superficiales También llamados plastas o cachapas, son un medio fácil para romper grandes piedras donde la perforación no es factible o es costosa. Consisten en cargas explosivas cebadas que se colocan directamente en contacto con la superficie de la piedra. Las ventajas del método es que no se precisa de la perforación de barrenos, las proyecciones son pequeñas y la ejecución es rápida. Por el contrario, la cantidad de explosivo es cuatro o cinco veces superior a la del taqueo con barrenos y su empleo está limitado a áreas alejadas de zonas habitadas debido al intenso ruido y onda aérea que se generan. Es conveniente cubrir el explosivo con una capa de arcilla o arena de unos 10 cm de espesor, como mínimo, para reducir el nivel de ruido y conseguir la rotura de la roca con una cantidad de explosivo menor. En el caso de no cubrir las cargas éstas se incrementarán en un 25% aproximadamente. Según sea necesario pueden comprender a uno o más cartuchos completos, o preferentemente a su masa pelada y moldeada a mano para adaptarla a una mayor superficie de la piedra. Con los cartuchos el efecto de impacto sobre la piedra es lineal, reducido, mientras que el de la misma carga moldeada es real, mucho mayor y efectivo. La capa de arcilla debe ser bastante gruesa para procurar el mejor confinamiento, ya que sólo se aprovecha una mínima proporción de la energía de la explosión, 10 a 20%, el resto se disipa en el aire causando una gran concusión (golpe de presión de aire) traducida en fuerte ruido. A falta de arcilla puede utilizarse relave, tierra o arena húmeda, pero no gravilla o pedruscos ya que serán proyectados como esquirlas. Un espesor promedio adecuado es de 10 cm, pero debe ser mayor si el disparo está cerca a instalaciones o equipos. Las cargas explosivas empleadas, son aproximadamente cuatro veces mayores que las necesarias para el disparo con barrenos, con factores entre 1,5 a 2,0 kg/m3. Como la energía útil que se puede aplicar a la acción de rompimiento es mínima Ing. Miguel A. Gil
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se debe compensar este inconveniente empleando explosivos rápidos y de alto poder de fracturamiento, como las gelatinas. En la práctica se emplea hasta ANFO, naturalmente con muy bajo rendimiento y alto consumo del mismo por su baja velocidad y mínimo poder de fracturamiento; debilitado aún más, por falta de conocimiento de la mecánica de trabajo de estas cargas adosadas, (se practican con o sin mínima cobertura, desperdiciando la energía del explosivo) Para el disparo con cordón detonante se recomienda: 1. Colocar el cordón por encima de la carga explosiva en contacto con ella, o pasarlo por su interior. No colocarlo por debajo de la carga como es común hacerlo, ya que al detonar directamente sobre la superficie de la roca, en lugar de iniciarla la arrojará fuera, o la iniciará con energía muy disminuida. 2. Cuando hay varias líneas derivadas para cargas dispersas, es recomendable unirlas con algunos “puentes” entre ellas, para evitar cortes de la transmisión. En todo proceso de detonación sólo un cebado adecuado y potente puede asegurar un alto régimen de detonación y máximo rendimiento del explosivo, esto es importante para el caso de las cargas superficiales ya que la masa de explosivo involucrada es relativamente pequeña, y en ella la distancia recorrida por la onda de choque desde su punto de origen hasta que logra su máxima amplitud es muy corta, lo que hace imprescindible lograr un régimen máximo desde su punto de inicio.
Una carga de por sí sola, transfiere a la roca entre 10 y 30% de su energía nominal, si tenemos en cuenta a la merma por el factor de “tiempo-distancia” que requiere recorrer la onda de choque a bajo régimen antes de llegar a su nivel de equilibrio a alto régimen, e iniciarla, esta cifra debe ser aún menor. Según esto, un iniciador de bajo poder podría hacer perder hasta un 50% de su 10% de energía útil de trabajo. Por esta razón se recomienda utilizar iniciadores suficientemente potentes para compensar esta deficiencia inicial, que si bien en un hueco confinado es insignificante, en una carga superficial sí es significativo. La mejor iniciación la proporciona directamente un cordón detonante de alto gramaje (8 y 10 g/m). Por esta razón en los disparos de varias cargas con cordón se preferirá emplear tramos de alto gramaje para iniciarlas, empatados con el de bajo gramaje como líneas troncales.
Mecánica de trabajo Una carga en barreno trabaja por efecto expansivo radial, con ruptura por tensión súbita interna de la roca que presenta cara libre integral, la pérdida de energía en el aire es de aproximadamente 10% y el 90% restante trabaja efectivamente. La carga superficial, por su parte trabaja por efecto compresivo puntual, con deformación plástica inicial hasta que las tensiones internas producen la ruptura por comprensión-tensión. La pérdida de energía en el aire es de un 80% mientras que sólo un 20% trabaja efectivamente. Ing. Miguel A. Gil
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Cuando la carga superficial es disparada, la onda de choque viaja a través del bloque y es reflejada al chocar contra las caras libres del mismo. Las ondas de colisión reflectadas en el interior del bloque incrementan las fuerzas internas de tensión hasta el punto de romperlo, si la carga explosiva ha sido adecuada.
Ventajas
Menor tiempo de preparación, método rápido. Menor costo operativo por no requerir perforación. Menor dispersión de fragmentos.
Desventajas
Mayor consumo específico de explosivo. Fragmentación relativamente más gruesa. Mayor ruido.
Las cargas superficiales requieren de explosivo denso y de alto poder de fracturamiento para su efecto de impacto y para compensar la pérdida de energía al aire. Se recomienda las gelatinas en general y semigelatinas.
Voladura de bloques con cargas dirigidas Son cargas explosivas moldeadas que se colocan sobre la superficie a romper, normalmente sin cobertura de arcilla. Su aplicación es sencilla pues basta colocarlas sobre el bloque a romper y dispararlas con un detonador común, eléctrico, o con cordón detonante. No requieren perforación y casi no producen proyecciones por lo que constituyen un interesante medio de fragmentación secundaria, pero que sin embargo por diferentes razones, principalmente su elevado costo no ha encontrado aplicación generalizada en minería. Consisten en moldes cilíndricos o troncocónicos de explosivo de alta densidad y velocidad (TNT o similares), ahuecados en su base con una cavidad acumuladora, que puede ser de forma cónica, bicónica, o semiesférica, simple o doble. Su masa varía entre 200 g y 2 kg según las características del bloque a romper, teniendo las más comunes entre 350 y 500 g.
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La configuración geométrica de la cavidad permite la formación de un chorro de energía dirigido hacia un punto de concentración por debajo de la base del molde, donde su efecto acumulado producirá rotura de la piedra, cuando la masa del explosivo es detonada por un iniciador ubicado sobre el ápice del hueco cónico. Esta acción de chorro perforante o de cargas explosivas acumuladas se denomina efecto Monroe, en el que se basan también las cargas de corte y demolición militares, los bazucas antitanque, las lanzas perforadoras para el sangrado de hornos de fundición y otros artificios. La geometría de la cavidad es fundamental para la formación y orientación del chorro, de modo que este pueda ser puntual para efecto de penetración o de impacto para impacto superficial, y lineal para efecto de corte. El ángulo de cono varía según las características de la carga, el trabajo que deberá efectuar, la altura de incidencia sobre la superficie a romper y otros aspectos que deben considerarse en su diseño, pero por lo general está entre 30 y 45°. El factor de carga para impacto superficial, varía entre 0,2 y 0,4 kg/m3. Como regla usual se tiene: Peso de la carga explosiva = ½ Peso de roca Donde el peso de la carga explosiva se expresa en gramos y el peso de la roca a romper en kilogramos.
CORTES A MEDIA LADERA Y TRINCHERAS VIALES Métodos típicos para carreteras y autopistas son los cortes a media ladera y trincheras, que normalmente se efectúan de una sola vez cuando la altura del corte se limita a 10 ó 12 m, y por etapas cuando es mayor. Los factores que pueden influir en la forma de ejecución de la obra son:
Seguridad en la operación. Limitación de perturbaciones, onda aérea y vibraciones. Velocidad de avance. Dimensiones del equipo de carga, etc.
Dada la importancia del estado de la roca en los taludes residuales, especialmente en los de altura elevada, es normal terminar las excavaciones con voladuras de contorno, lo cual constituye otra razón para limitar la altura de corte a 10-12 m por la necesidad de mantener la precisión de la perforación. Diámetro de perforación: Normalmente, se utilizan barrenos de pequeño diámetro, debido a las siguientes ventajas:
Mejor adaptación de los esquemas a los perfiles irregulares del terreno.
Buena fragmentación de la roca al estar mejor distribuido el explosivo. Se facilitará así la carga del escombro con equipos pequeños.
Menor nivel de vibraciones y onda aérea. Ing. Miguel A. Gil
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Posibilidad de contratar los trabajos de perforación y voladura, y
Menores daños producidos en la roca remanente y, por consiguiente, costos más bajos de saneamiento y sostenimiento.
Los diámetros más utilizados oscilan entre los 65 y 125 mm. Es habitual realizar las voladuras de destroza con diámetros entre 89 y 125 mm y las de contorno entre 65 y 75 mm. Salvo pequeñas secciones que pueden perforarse con martillos de mano, y que sirven de plataforma de trabajo en las siguientes fases, los equipos de perforación son normalmente de orugas con martillo en cabeza. Como el diámetro de perforación está en relación con la altura del banco, o del corte, de forma general debe cumplirse la siguiente relación:
Donde: D = diámetro del barreno. H = profundidad de la excavación. Longitud de perforación: La longitud de los barrenos (L) depende de la altura de banco, de la inclinación, que suele ser de 15 a 20°, y de la sobreperforación que se necesita según la resistencia de la roca.
Donde: = ángulo con respecto a la vertical, en grados H = profundidad de la excavación. U = sobreperforación, en equivalentes a diámetro D = de acuerdo a la resistencia de la roca Como se indica en la siguiente tabla:
PARÁMETROS DE LAS VOLADURAS EN EQUIVALENCIAS DE DIÁMETRO Parámetro
TIPO DE ROCA Blanda
Media
Dura
Muy dura
70
70 a 120
120 a 180
180
Sobreperforación
10 D
11 D
12 D
12 D
Carga de fondo
30 D
35 D
40 D
46 D
Atacadura
35 D
34 D
32 D
30 D
Retiro
39 D
37 D
35 D
33 D
Espaciamiento
51 D
47 D
43 D
38 D
Relación E/V
1,25
1,20
1,15
1,15
Consumo especifico (kg/m3)
0,30
0,35
0,42
0,49
Resistencia a la compresión en MPa
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Distribución de carga y atacadura: En este tipo de voladuras, se emplean columnas de explosivo selectivas, con cargas de fondo de explosivos gelatinosos o hidrogeles y cargas de columna de ANFO. En la tabla se indican las longitudes recomendadas de las cargas de fondo y atacadura para diferentes tipos de roca. Las alturas de las cargas de columna se calculan por diferencia entre las longitudes de los barrenos y la suma de las cargas de fondo y atacadura.
Cortes a media ladera Pueden efectuarse mediante huecos verticales paralelos o en abanico, mediante huecos horizontales (zapateros) o mediante una combinación de huecos horizontales y verticales, los trazos de perforación son similares a los de banqueo, con patrón cuadrado o en tresbolillo y salidas en paralelo o en V. La dirección de salida de la voladura puede ser paralela o perpendicular al rumbo o traza de la cara del talud. Si es perpendicular puede existir riesgo de rodadura incontrolada de piedras ladera abajo, si la pendiente es muy parada. En laderas elevadas se debe habilitar, primero, las vías de acceso y plataformas de trabajo (bancos), empleando para ello el mismo equipo de perforación disponible pero con barrenos de pequeño diámetro, preferentemente horizontales, paralelos al eje de la excavación y en número suficiente como para dejar preparadas plataformas de trabajo de 5 a 10 m de ancho, desde donde se practicarán las perforaciones mayores para el corte de la ladera. El ciclo de trabajo es discontinuo ya que después de cada disparo es necesario retirar el escombro, generalmente con tractor, para proceder a perforar la siguiente voladura.
En voladuras con sólo huecos verticales se suele disparar en una sola etapa, como en banqueo, procurando adecuar la carga explosiva para conseguir un empuje del material arrancado, con máximo desplazamiento, lo que disminuirá el volumen de trabajo en el corte mismo. En los disparos con huecos horizontales se aprovecha de la gravedad para bajar la parte superior de la carga a excavar, debiéndose tener en cuenta que ésta quedará in situ, con menor desplazamiento que en el anterior. Este método tiene las siguientes características:
Precisan trabajos de preparación mínimos.
Los costos de arranque son bajos, debido al esponjamiento de la roca que se desprende por gravedad:
Proyecciones de roca importantes al actuar las cargas como en voladuras en cráter.
El macizo residual queda muy deteriorado con rocas colgadas, y en ocasiones taludes invertidos. Ing. Miguel A. Gil
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Para el cálculo de espaciamiento con huecos horizontales se aplica la relación:
Donde: E = espaciado, en m D = diámetro del barreno, en m L = longitud de barreno, en m Si la altura del banco es inferior a 5 m sólo se utilizará una fila de huecos, dos filas de entre 5 y 8 m, dispuestos preferentemente en forma alterna y tres o más filas por encima de 8 m, con malla alterna o cuadrática, según el estado del terreno. En las voladuras se combinan huecos horizontales y verticales; suele ser conveniente efectuar la excavación por fases, limpiando el desmonte del primer tiro antes de disparar el segundo. Pero si tiene que efectuarse un solo disparo, debe darse salida primero a los horizontales ubicados al pie del corte y después a los verticales perforados desde la parte superior y situados por detrás del fondo de los horizontales. Las salidas serán en secuencia mediante retardos. La carga con explosivo encartuchado es engorrosa, si no existe presencia de agua suelen emplearse cargadoras neumáticas. Las longitudes de retacado se determinan según la tabla de parámetros, pudiendo utilizarse tacos de arcilla para facilitar su ejecución y efectividad.
Excavaciones en trinchera Siempre se efectúan con barrenos verticales, y según sea la relación H/D anteriormente citada, se presentan dos casos: 1. Si H > 100 D, que es el normal para alturas de banco de 10 a 12 m, los valores para retiro y espaciamiento son los mismos de la tabla anterior. 2. Si H < 100 D, el retiro se calculará con la expresión:
Donde: Q = carga total por hueco (kg). H = altura de banco (m). E/V = relación entre espaciamiento y retiro (de la tabla). Ce = consumo específico de explosivo (de la tabla). = ángulo respecto a la vertical, en grados. Los trazos de voladura más utilizados cuando se tienen cara libre son, los de salida por filas paralelas y los de salida en “V”, con barrenos distribuidos en malla alterna o cuadrangular, en forma similar a los bancos, pero con la diferencia que los barrenos tendrán diferentes profundidades, de acuerdo al perfil de terreno y al nivel de explanación que se quiere conseguir.
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Cuando no se cuenta con una cara libre para iniciar la trinchera, se debe preparar primero una excavación al piso mediante un disparo de barrenos de pequeño diámetro dispuestos en abanico (Fan cut), ésta excavación una vez limpiada servirá de cara libre para avanzar con el corte de trincheras por un sentido. Si la excavación inicial se ubica en un punto central se podrá avanzar la trinchera en ambos sentidos, en este caso la excavación suele denominarse “tiro de hundimiento sin cara libre”. Para la excavación de trincheras en lomas que comúnmente se denominan “montura de caballo”, se dispara en dos fases, un primer corte con salida en “V” que generalmente tiene un avance máximo equivalente a 1/3 de total de longitud de la trinchera, y el segundo en los 2/3 restantes mediante un trazo axial, con tres o más filas de barrenos según el ancho de la trinchera, con arranque en la fila central y el resto con salidas en paralelo. Las trincheras de poca profundidad de corte también se disparan con este esquema axial, en toda su longitud. El desmonte extraído de estos cortes generalmente sirve de relleno en depresiones contiguas, para efectos de nivelación de la plataforma vial.
VOLADURA DE ZANJAS Y CANALES La excavación de zanjas con explosivos, para el tendido de tuberías, canales de drenaje o aliviaderos, alcantarillado, conducciones de agua y electricidad, gasoductos y oleoductos, va tomando cada vez más importancia dentro de las técnicas de voladuras. Presenta una serie de características particulares, por sus dimensiones geométricas, localización en superficie donde se encuentra la roca más alterada y cambiante, que obligan a modificar los criterios de diseño de las voladuras en banco y a adaptar las mismas a la naturaleza cambiante de las rocas, así como a tomar medidas especiales en lo referente al control de las vibraciones y proyecciones, pues es frecuente que tengan que realizarse cerca de núcleos urbanos. Ing. Miguel A. Gil
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Técnicamente, la voladura de zanjas es variante de la voladura de bancos donde el ancho de esta voladura está comprendido entre 0,8 y 3 m y una profundidad que puede oscilar entre 0,5 y 5 m. Una condición típica de la voladura de zanjas es que el ancho del banco es pequeño comparado con su altura y requieren del movimiento de la roca a lo largo de su eje, es así que durante su excavación, un disparo tendrá que romper y mover roca en un largo equivalente a varias veces el retiro de la malla de disparo, secuencialmente, y en un ancho que sólo equivale al valor de uno o dos espaciamientos, lo que hace necesario un incremento del factor de carga respecto a la usual en banqueo; este factor, en promedio, será de 900 a 1.500 g/m3. Diámetro de perforación La perforación de los barrenos se realiza siempre con diámetros pequeños, siendo normal la utilización de martillos de mano en las pequeñas obras urbanas y perforadoras ligeras en las excavaciones de mayor envergadura. Diámetros menores (32 a 45 mm) permiten ajustar espaciamientos, lo que es favorable para zanjas angostas, menores a 0,6 m; por otro lado diámetros de 50 a 75 mm pueden crear efecto de sobrerrotura lateral, proyección de fragmentos y vibración, debido al mayor factor de carga. Los diámetros empleados dependen de las dimensiones de las zanjas y de las limitaciones impuestas por los niveles de vibración admisibles. Como regla, para una voladura convencional, podemos considerar que:
Donde: D = diámetro del hueco a seleccionar, en mm. w = ancho proyectado del canal, en mm de donde se puede considerar lo siguiente: Retiro y espaciamiento El diámetro de hueco determina al retiro y el espaciamiento la anchura de la excavación (AZ); así tenemos por ejemplo:
Sobreperforación, atacadura e inclinación de los barrenos La sobreperforación (U) deberá ser igual a la mitad del retiro, es decir: U = 0,5 V, con un valor mínimo de 0,2 m. La atacadura deberá ser igual al retiro H0 = V. Para mejorar la rotura al fondo y reducir el efecto de rotura lateral es recomendable perforar los huecos inclinados hacia la cara libre, en relación 2:1 y 3:1, es decir con ángulos entre 18 y 26° respecto a la vertical. Los huecos inclinados reducen la necesidad de sobreperforación. Diseño de disparo Los patrones de voladura más empleados son: de simple hilera, de doble hilera cuadrada o alterna (tresbolillo), de triple hilera paralela o alterna, y de cuatro o más hileras en grandes canales. Ing. Miguel A. Gil
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El disparo se debe efectuar por tramos que involucran muchos barrenos, lo que obliga a aplicar una secuencia de salidas con retardo que se mueve en una dirección particular, como una onda, a partir de la cara libre natural, o también desde un punto central en ambas direcciones del eje del canal. Los tiempos de retardo deben ser adecuadamente seleccionados para evitar solapamiento, recomendándose detonadores eléctricos o de tipo Nonel. Por razones prácticas se emplea cordón detonante; en este caso, lo mínimo aceptable es sacar primero la línea central y después los flancos mediante retardos para cordón. El disparo total sin estos elementos provocará fuerte onda de choque aérea y vibración, que afecta a las paredes del canal; si éste se ubica en una ladera pueden crearse fisuras negativas en el flanco externo. En lugares cercanos a poblaciones o construcciones se debe incrementar los retardos, cargar los huecos con esquemas desacoplados para voladura amortiguada, y en muchos casos cubrir el disparo con pesadas mantas de voladura para limitar la proyección de fragmentos y la excesiva vibración. Distribución de cargas y tipos de explosivos Los explosivos más adecuados para la excavación de zanjas son aquellos con una alta densidad y energía, pues es necesario aprovechar al máximo la perforación efectuada. Así, se utilizan generalmente los explosivos gelatinosos, los hidrogeles y las emulsiones encartuchadas. En la actualidad se distinguen dos tipos de voladuras en zanja: las convencionales y las amortiguadas. Las primeras tienen esquemas desalineados en los que los barrenos centrales se colocan por delante de los de contorno que salen inmediatamente después. Las cargas de explosivo en todos los barrenos son iguales. Las concentraciones de explosivo en la columna se disminuyen en relación con la de fondo, situándose entre un 25 y un 35%. El tipo de voladuras denominado amortiguado, se caracteriza por tener los barrenos centrales alineados con los de contorno y utilizar cargas de explosivo distintas, según la posición de los barrenos. En los centrales las cargas de columna y de fondo se incrementan y en los de contorno se reduce, mientras que la atacadura se disminuye en éstos últimos a una longitud de 10 D. Para calcular las longitudes de las cargas de fondo se utilizan las formulas expresadas en la tabla, donde H es la profundidad de la zanja a excavar en metros. Las cargas de columna pueden formarse con agentes explosivos (ej. ANFO) de menor potencia y energía, o con el mismo explosivo empleado en la carga de fondo pero en cartuchos de menor diámetro. ALTURA DE CARGA DE FONDO (Hf) VOLADURAS CONVENCIONALES Todos los barrenos
VOLADURAS AMORTIGUADAS Barrenos centrales
Barrenos de contorno
En lo referente a las ventajas de uno u otro tipo de voladura, en las convencionales la carga es más sencilla al ser todos los barrenos iguales y los niveles de vibración son menores, por el contrario se produce una Mayor sobreexcavación al tener los barrenos de contorno un anglo menor y estar más confinados. Las voladuras amortiguadas tienen la ventaja de perforarse con esquemas rectangulares o simétricos más sencillos de replantear y reducir el volumen de sobreexcavación en las paredes de Ing. Miguel A. Gil
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la zanja, contrariamente la carga de los explosivos se complica al ser distinta en los barrenos de contorno y laterales y los niveles de vibración son superiores como consecuencia de las mayores cargas de estos últimos.
VOLADURA DE RAMPAS De acuerdo con el esquema, para una rampa con una profundidad H, la longitud proyectada LR viene siendo:
Donde: α = Inclinación de la rampa en grados Pr = Pendiente de la rampa en % Existe una relación entre el valor del retiro V y la sobreperforación U, para un determinado diámetro de barreno D, por lo tanto: Ing. Miguel A. Gil
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Si H’ es la profundidad de la primera línea de corte de la rampa, tenemos que:
Teniendo que por semejanza de triángulos:
Donde el valor de X corresponde a la distancia horizontal entre la línea teórica del fondo de los barrenos y el comienzo de la rampa
Las ecuaciones anteriores pueden aplicarse al cálculo de los esquemas para cada una de las filas de una voladura en rampa. Debido a lo repetitivo de estos cálculos, normalmente se procesan en una hoja de cálculo de una computadora.
La figura anterior muestra el esquema de una voladura típica de construcción de rampa, empleando cordón detonante y retardo para cordón, iniciándose con la fila de huecos más profundos, de manera que sirva de cuele para la salida de las subsiguientes filas.
VOLADURA DE NIVELACIÓN DE PISOS Las voladuras de nivelación son típicas en la preparación de terrenos para la construcción de edificios, instalaciones industriales, etc. Su ejecución debe ser llevada a cabo por personal adiestrado, pues es preciso un cuidadoso control sobre:
La fragmentación, ya que en la carga y el transporte se emplea maquinaria pequeña para circular por vías urbanas, y Las vibraciones, la onda aérea y las proyecciones que deben mantenerse bajo umbrales de seguridad, pues en las proximidades es frecuente la existencia de edificios y otras estructuras. Ing. Miguel A. Gil
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Diámetros de perforación El diámetro de los barrenos está condicionado por la altura de banco, que suele ser pequeña, y las cargas máximas operantes que son función del nivel de vibración admisible. Es posible establecer una primera aproximación al diámetro más adecuado, a partir de la altura de banco, con la ecuación:
Aunque en la práctica los diámetros más habituales se encuentran en el rango de 38 a 65 mm. Longitud de perforación Como las alturas de excavación son pequeñas, los barrenos se perforan con inclinaciones próximas a los 60° pues se consigue una mayor fragmentación y esponjamiento, un buen despegue del piso y un nivel de vibraciones más bajo. La longitud de perforación (L) se calcula con la expresión:
Donde: = Angulo del barreno con respecto a la vertical (Grados). H = Altura media del terreno que ha de ser arrancado por el barreno (m). U = Sobreperforación. Distribución de cargas y atacadura En las tablas al final, se indican los consumos específicos de explosivo y la atacadura para los distintos tipos de roca. Ocasionalmente, la atacadura puede reducirse para disponer de un mayor volumen de barreno que pueda alojar explosivo, pero nunca debe bajar de 25 D para evitar los problemas de onda aérea y proyecciones. En cuanto a los tipos de explosivo, como las longitudes de los barrenos son pequeñas, se utilizan normalmente los explosivos potentes y de alta densidad. Esquemas de perforación El retiro se determina a partir de la siguiente expresión:
Donde: Q = Carga de explosivo por barreno (kg). E/V = Relación entre el espaciamiento y el retiro. H = Altura media del terreno (m). FC = Factor de carga (kg/m3) (consumo específico). = Angulo con respecto a la vertical (Grados). El cálculo del retiro debe repetirse para cada fila siempre que la cota media del terreno varíe. Especial esmero debe ponerse en el replanteo de este tipo de voladuras por las dificultades que presenta un terreno irregular. Secuencias de encendido Como los barrenos laterales suelen tener salida libre, cada una de las filas puede iniciarse con un mismo tiempo de retardo o disponer secuencias en V. Ing. Miguel A. Gil
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PARÁMETROS DE LAS VOLADURAS PARA NIVELACIÓN TIPO DE ROCA
Parámetro
Blanda
Media
Dura
Muy dura
Resistencia a la compresión en MPa
< 70
70 a 120
120 a 180
> 180
Sobreperforación (m)
10 D
11 D
12 D
12 D
Atacadura (m)
35 D
34 D
32 D
30 D
Espaciamiento
51 D
47 D
43 D
38 D
1,25
1,20
1,15
1,15
0,30
0,35
0,42
0,49
Relación E/V 3
Consumo especifico (kg/m )
COSTO DE LAS OPERACIONES DE VOLADURA Los costos de voladura, al igual que cualquier análisis de costos de obras están referidos a tres rubros: 1. Materiales 2. Equipos 3. Labor En el caso específico de los trabajos de voladuras, vemos cuales son los elementos particulares que se relacionan y la manera de calcular su consumo:
Costo de materiales Lo materiales que están referidos en este rubro comprende a todos aquellos que se consumen durante la ejecución de las voladuras y aquellas herramientas de valor relativamente bajo que se utilizan para los trabajos de apoyo:
Explosivos y accesorios de voladura explosivos Accesorios de voladura no explosivos Materiales consumibles varios Materiales y herramientas no consumibles
Explosivos y accesorios de voladura explosivos La determinación del costo total de los explosivos y los accesorios de voladura consumibles que componen los sistemas de iniciación, debe efectuarse considerando los siguientes componentes del mismo: -
Costo de adquisición: Éste es, sencillamente, el costo al cual los productos se adquieren de la Empresa vendedora o proveedor.
-
Costo de transporte: Transporte del producto desde los depósitos del vendedor hasta el área de operaciones o depósitos de la Empresa consumidora. En Venezuela, estos costos son elevados, debido a que por regulaciones legales, sólo pueden transportar explosivos ciertas empresas autorizadas, que han cumplido con una serie de trámites y normas que las habilitan como tales. Además de esto, el comprador se compromete a pagar una custodia compuesta por un vehículo con chofer y cuatro efectivos de la Guardia Nacional, con sus respectivos viáticos durante la travesía desde el sitio de venta hasta las instalaciones de la empresa usuaria. Si la Empresa usuaria tiene depósitos para explosivos, en ese lugar termina la custodia; si es el caso contrario, la custodia Ing. Miguel A. Gil
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permanecerá en el lugar hasta que se haya consumido el total de los explosivos transportados hasta ese lugar. -
Costo de almacenamiento: En este tipo de costo se incurre, solo si la empresa usuaria tiene depósitos para el almacenamiento de explosivos. En este caso, las instalaciones deben estar diseñadas y construidas de acuerdo a normas del Ministerio de la Defensa y debe mantenerse en el área de los depósitos un pelotón de la Guardia Nacional, en custodia las 24 horas del día, asumiendo la empresa todos los costos que esto acarrea.
Los costos de transporte y escolta, en el caso de las empresas que adquieren los materiales explosivos y de iniciación para su utilización inmediata, se colocan en el análisis de costos como un ítem más. En el caso que la empresa posea sus propios polvorines y adquiera los explosivos para su empleo rutinario en operaciones de voladuras por tiempo indefinido, al emitir las órdenes de compra correspondientes, los costos de traslado, desde las instalaciones del proveedor, por cada lote entregado, se prorratea entre los materiales adquiridos, así como los costos anuales de almacenamiento, entre el total del inventario, por lo que el costo reflejado en la hoja de análisis de estos materiales, sería el de estos costos prorrateados, sumados al precio de adquisición. El otro costo asociado, sería el del traslado y custodia desde los polvorines hasta el lugar de la carga, lo cual se colocaría como un ítem separado.
Accesorios de voladura no explosivos Comprende los equipos a utilizar en los sistemas de encendido, cuando el tipo de voladuras seleccionado es el iniciado eléctricamente. En este caso se incluiría la depreciación de las máquinas explosoras, galvanómetros, etc. y los consumibles en la voladura, como cables de conexión, cables de disparo, etc.
Materiales consumibles varios En este renglón se incluiría todos aquellos elementos necesarios para que los trabajos de carga se efectúen sin contratiempos y de acuerdo al plan diseñado, tales como: mangas de polietileno, tubos de PVC o cualquier otro elemento que se utilice para preparar las cargas (en especial para mantener los cartuchos separados en los precortes y/o voladuras con cargas desacopladas), tirro, teipe, tapones artificiales (en caso que se utilicen como material de atacadura), etc.
Materiales y herramientas no consumibles Comprende aquellos materiales y herramientas tales como palas, atacadores de madera o plástico, navajas, plomadas, cintas métricas, etc., a los cuales se les determina un monto por su depreciación.
Costo de equipos Comprende el costo de los equipos utilizados en las labores, tales como las camionetas de apoyo de la supervisión, camiones para transporte de explosivos y materiales (en caso que no estén referidos en los costos de los materiales), equipos de carga de barrenos (en caso que se utilice este tipo de equipos). Sería, entonces, el costo de la depreciación* y operación de los equipos, en caso de ser propios o la tarifa determinada por su contratación.
Labor El costo de labor* va a depender de la naturaleza de la contratación del personal. De acuerdo al volumen de las operaciones a realizar, las labores de carga de huecos y ejecución de la voladura pueden hacerse con el mismo personal utilizado en las labores de perforación, con el auxilio de uno u otro obrero contratado a destajo. Sin embargo, en el caso que las operaciones sean de cierta envergadura, que haga necesaria la contratación permanente de personal para estas Ing. Miguel A. Gil
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labores, serán objeto de inclusión en la nómina de la empresa, con todos los beneficios que esto conlleva.
Costo total Luego de determinados los costos referidos anteriormente, de acuerdo al plan de voladura y al diseño de encendido, establecido por las cargas calculadas por voladura, se dividen entre el total de roca a excavar, que se determina, en general, de acuerdo a dos tipos de resultados: 1. Bs/m3 en el caso de cualesquiera de los tipos de voladura de destroza (producción, desarrollo, desescombro, túneles, voladuras civiles, etc.), o, 2. Bs/m2 en el caso de las voladuras de precorte o de contorno. En el primer caso, se establece el volumen de roca a volar, delimitada por el largo del frente (LV) y el ancho (AV) o profundidad de avance proyectados (m2), y la altura de banco o de corte (K): Donde: Vt = Volumen total (m3) LV = Largo de la voladura, en m. AV = Ancho de la voladura, en m. K = Altura, en m. En el segundo caso, se establece el área de roca precortada, delimitada por el largo del corte (LC) y la altura del mismo (HC): Donde, At = Área total (m2) LC = Largo del corte, en m. HC = Altura, en m.
Para tener una visión más completa sobre el desarrollo del cálculo en estos parámetros, ver capítulo 23
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CAPITULO 17: EFECTOS DE LAS VOLADURAS EN EL ENTORNO En una revisión y evaluación de los daños causados por las voladuras, identificamos cuatro de los factores más importantes:
Vibraciones inducidas a la masa rocosa Proyecciones indeseables de rocas Ondas de choque aéreas, y Ruido generado por la voladura
Todas ellas pueden, en algunas circunstancias, originan daños en las estructuras próximas y, además, ser causa de conflictos permanentes con los habitantes próximos a las operaciones, donde el impacto de las ondas de choque aéreas y el ruido no pueden ser ignorados. Para solventar estos problemas es preciso, una mayor cualificación de los responsables de las voladuras, con el fin de reducir los niveles de las perturbaciones a un costo razonable; además, es recomendable, e incluso necesaria, una labor de información y de relaciones públicas por parte de la dirección de las operaciones, que, en algunos casos, puede llegar a ser más eficaz que la realización de estudios por parte de especialistas en la materia.
VIBRACIONES INDUCIDAS A LA MASA ROCOSA Variables que afectan las características de las vibraciones Las variables que afectan a las características de las vibraciones son, prácticamente, las mismas que influyen sobre los resultados de las voladuras, clasificándose en dos grupos, según que sean controlables o no controlables por los usuarios de explosivos. Geología y características de la roca La geología local y las características geomecánicas de las rocas tienen una gran influencia sobre las vibraciones. En los macizos rocosos homogéneos y masivos las vibraciones se propagan en todas las direcciones, pero en estructuras geológicas complejas, la propagación de las ondas puede variar con la dirección y por consiguiente presentar diferentes índices de atenuación. La presencia de suelos sobre substratos rocosos afecta a la intensidad y frecuencia de las vibraciones. Los suelos tienen unos módulos de elasticidad inferiores a los de las rocas y, por ello, las velocidades de propagación de las ondas disminuyen en esos materiales. La frecuencia de vibración f, disminuye también, pero la amplitud A aumenta significativamente conforme los espesores de recubrimiento son mayores. La magnitud de las vibraciones a grandes distancias decrece rápidamente si existe material de recubrimiento, pues una gran parte de la energía se consume en vencer las fricciones entre partículas y en los grandes desplazamientos de éstas. En puntos próximos a los disparos, las características de las vibraciones están afectadas por los factores de diseño de las voladuras y la geometría de las mismas. Para distancias grandes al lugar de excavación, los factores de diseño son menos críticos y pasan a dominar en las características de las ondas los medios rocosos de transmisión y los suelos de recubrimiento. Los materiales superficiales modifican los trenes de ondas haciendo que éstos tengan mayor duración y menores frecuencias, aumentando así la respuesta y el daño potencial a estructuras próximas. Carga explosiva y tiempos de retardo Sin embargo, esta regla no es rígida ya que para voladuras pequeñas y muy cercanas, el empleo de retardos más cortos puede resultar mucho más adecuado, lo que tendrá que comprobarse en cada caso. Por otro lado, en voladuras efectuadas a grandes distancias de estructuras, se requerirá de retardos mayores para obtener verdadera separación de vibraciones, porque la vibración producida por cada carga individual se mantiene latente por mayor tiempo. Ing. Miguel A. Gil
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La magnitud de las vibraciones, en un punto determinado, varía según la carga de explosivo que es detonada y la distancia de dicho punto al lugar de la voladura. Una voladura con múltiples barrenos disparados simultáneamente produce un violento efecto vibratorio. En voladuras donde se emplean retardos, es la mayor carga por retardo la que influye directamente en la intensidad de las vibraciones y no la carga total empleada en la voladura, siempre que el intervalo de retardo sea suficientemente grande para que no existan interferencias constructivas entre las ondas generadas por los distintos grupos de barrenos. Los retardos dentro de una voladura mayor fraccionan a ésta en una serie de pequeñas y muy cercanas voladuras de barrenos individuales, minimizando este efecto, tanto así que la mayoría de los esquemas de tiro propuestos por entidades especializadas, recomiendan pautas o espacios de intervalo de 8 ó 9 ms, como los retardos mínimos que deben ser intercalados entre cargas que van a ser consideradas como separadas, con el fin de controlar las vibraciones, evitando la cooperación entre las ondas generadas por barrenos adyacentes. Los tiempos de retardo entre cargas se pueden estimar con la siguiente ecuación: Donde: T = tiempo de retardo V = retiro KD = factor (3 a 5 ms/m) Distancia al punto de la voladura La distancia a las voladuras tiene, al igual que la carga, una gran importancia sobre la magnitud de las vibraciones. Conforme la distancia aumenta la intensidad de las vibraciones disminuye. Otro efecto de la distancia es el debido a la atenuación de las componentes de la onda de alta frecuencia, ya que la tierra actúa como un filtro pasa-baja. Así a grandes distancias de las voladuras, las vibraciones del terreno contendrán más energía en el rango de las frecuencias bajas, Consumo específico de explosivo Frente a problemas de vibraciones, algunos usuarios plantean reducir el consumo específico de las voladuras, pero no hay nada más alejado de la realidad, pues se han llegado a registrar voladuras en las que bajando el consumo de explosivo un 20% con respecto al óptimo, los niveles de vibración medidos se han multiplicado por 2 y por 3, como consecuencia del gran confinamiento y mala distribución espacial del explosivo que originan una falta de energía para desplazar y esponjar la roca fragmentada. Tipo de explosivos Existe una correspondencia entre las velocidades de partícula y las tensiones inducidas en las rocas, y tal constante de proporcionalidad es la impedancia del medio rocoso. Así pues, la primera consecuencia práctica es que aquellos explosivos que generan presiones de barreno más bajas provocarán niveles de vibración inferiores. Estos explosivos son los de baja densidad y baja velocidad de detonación, por ejemplo el ANFO. Si se compara una misma cantidad de ANFO con un hidrogel común, o un hidrogel aluminizado, la intensidad de las vibraciones generadas por el primero es 2 veces y 2,4 veces menor respectivamente. Sobreconfinamiento Así como una carga, con retiro apropiadamente diseñado, producirá mucha menos vibración por kilo de explosivo que una carga con un retiro demasiado amplio, también una excesiva Ing. Miguel A. Gil
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sobreperforación, da lugar a un extremado confinamiento de la carga explosiva, particularmente si el primer o cebo se coloca en la zona de sobreperforación. Otro caso ocurre en las voladuras con varias filas de barrenos, donde existe la tendencia de que la última fila resulte naturalmente sobreconfinada. Para evitar esto, es aconsejable emplear períodos mayores de retardo entre estas últimas filas para darles mayor cara libre, pero teniendo en cuenta que en algunos tipos de terreno estos períodos mayores de tiempo pueden dar lugar a la posibilidad de tiros cortados. Otro aspecto a tener presente es que si la secuencia se efectúa en una fila de barrenos, las vibraciones serán mayores en la dirección en la que se está produciendo la secuencia de salida, debido al efecto acumulativo de ondas. Estudios recientes han demostrado que los retardos de milisegundo en detonadores comerciales son menos precisos de lo que se creía. Ello puede resultar en tiempos demasiado cercanos entre retardos adyacentes o aunque menos frecuentes, en traslapes de tiempos, así que donde sea “condición crítica” que un barreno deba detonar antes que el adyacente para proveer alivio seguro, puede ser una buena idea saltarse un número de la secuencia de retardo entre los dos barrenos. Diámetro de perforación El aumento del diámetro de perforación es negativo, pues la cantidad de explosivo por barreno es proporcional al cuadrado del diámetro, resultando unas cargas en ocasiones muy elevadas. Altura de banco Debe intentarse mantener una relación K/V > 2 para obtener una buena fragmentación y eliminar los problemas de repiés, al mismo tiempo que se reduce el nivel de las vibraciones por estar las cargas menos confinadas. Retiro y espaciamiento Si el retiro es excesivo, los gases de la explosión encuentran resistencia para fragmentar y desplazar la roca y parte de la energía del explosivo se transforma en energía sísmica aumentando la intensidad de las vibraciones. Este fenómeno tiene su manifestación más clara en las voladuras de precorte, donde el confinamiento es total y pueden registrarse vibraciones del orden de cinco veces superiores a las de una voladura convencional en banco. Si la dimensión del retiro es reducida, los gases se escapan y expanden hacia el frente libre a una velocidad muy alta, impulsando a los fragmentos de roca proyectándolos de una forma incontrolada y provocando además un aumento de la onda aérea y el ruido. En lo relativo al espaciamiento, su influencia es semejante a la del parámetro anterior e incluso su dimensión depende del valor del retiro. Sobreperforación Cuando se utilizan longitudes mayores a las necesarias, cada sección adicional colabora con una cantidad de energía cada vez menor en el cizallamiento y movimiento de la roca en la base, y por lo tanto un porcentaje cada vez mayor de la energía desarrollada por el explosivo se convierte en vibraciones del terreno, generando paralelamente un gasto superfluo en perforación y explosivos, y dejando un piso irregular. Atacadura Si la longitud de la atacadura es excesiva, además de presentar problemas de fragmentación, se aumenta el confinamiento, pudiendo dar lugar a mayores niveles de vibración. . Inclinación de los barrenos Los barrenos inclinados permiten un mejor aprovechamiento de la energía al nivel del piso, consiguiéndose incluso una reducción de las vibraciones. Ing. Miguel A. Gil
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Desacoplamiento Empleando desacoplamientos del 65 al 75%, se ha demostrado que se mejora la fragmentación y la uniformidad de la granulometría, y que se disminuye el porcentaje de voladura secundaria entre 2 y 10 veces, así como el consumo específico de explosivo y la intensidad de las vibraciones del terreno. Tamaño de las voladuras Las dimensiones de las voladuras están limitadas, por un lado, por las necesidades de producción, y por otro, por las cargas máximas determinadas en los estudios vibrográficos a partir de las leyes de propagación, tipos de estructuras a proteger y parámetros característicos de los fenómenos perturbadores.
Características de las vibraciones terrestres Las vibraciones del terreno causadas por las voladuras han sido objeto de estudios por muchos años en los diferentes institutos o laboratorios relacionados con la industria de los explosivos. Estas investigaciones han hecho posible la ejecución de voladuras en las cercanías de edificaciones y plantas sensibles sin que se ocasionen vibraciones que puedan causar daños o alguna perturbación peligrosa. Se da por ejemplo el caso de voladuras en áreas muy cercanas a áreas de alta densidad de edificios de gran altura, plantas termonucleares, centros de computación o telecomunicaciones, centros poblados, túneles de autopistas o subterráneos (metro). Las observaciones que se han hecho, verifican que el ser humano reacciona a las vibraciones o valores muy por debajo de los relacionados con niveles de daños en las edificaciones. Tipos de ondas sísmicas generadas Las vibraciones generadas en las voladuras se transmiten a través de los materiales como ondas sísmicas cuyo frente se desplaza radialmente a partir del punto de detonación. Las distintas ondas sísmicas se clasifican en dos grupos: «ondas internas» y «ondas superficiales”. El primer tipo de ondas internas son las denominadas "Primarias o de Compresión (P)”. Estas ondas se propagan dentro de los materiales, produciendo alternativamente compresiones y rarefacciones y dando lugar a un movimiento longitudinal de las partículas, en la dirección de propagación de las ondas. Son las más rápidas y producen cambios de volumen, pero no de forma, en el material a través del que se propagan. El segundo tipo lo constituyen las “Ondas Transversales o de Cizallamiento (S)” que dan lugar a un movimiento de las partículas perpendicular a la dirección de propagación de la onda. La velocidad de las ondas transversales está comprendida entre la de las ondas longitudinales y la de las ondas superficiales. Los materiales a causa de estas ondas experimentan cambios de forma pero no de volumen.
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El paso de una onda sísmica por un medio rocoso produce en cada punto de éste un movimiento que se conoce por vibración. Una simplificación para el estudio de las vibraciones generadas por las voladuras consiste en considerar éstas como ondas de tipo sinusoidal. Los parámetros básicos de análisis son:
Amplitud (A). Desplazamiento máximo de un punto desde su posición de reposo. Velocidad de partícula (v). Velocidad a la que se desplaza el punto. Aceleración (a). Ritmo de cambio de la velocidad. Frecuencia (f). Número completo de oscilaciones o ciclos por segundo. La frecuencia es inversa del período «T».
En la cercanía de las estructuras la amplitud de la onda es afectada por cuatro factores:
La cantidad de explosivos utilizada por voladura Las características geológicas de la roca por donde pasa la onda La distancia entre las estructuras y la voladura El tipo de roca que existe bajo las estructuras
Los términos generalmente utilizados para describir el movimiento de una onda son: amplitud (A) y frecuencia (f). Las fórmulas más importantes para la medida de los valores máximos de las vibraciones son:
Donde: v = Velocidad de oscilación (mm/s) a = Aceleración (mm/s2) f = Frecuencia del movimiento de la onda (hz) A = Amplitud (mm) La vibración del terreno causa daños por los desplazamientos diferenciales a que están sometidas las estructuras. Como la onda pasa por debajo de la estructura, ésta la mueve hacia arriba y hacia abajo, de lado a lado y hacia delante y atrás. El nivel de movimiento que puede causar daños depende del tipo de construcción. Por ejemplo, una edificación fabricada con estructura de acero puede tolerar una onda sísmica más intensa que una estructura fabricada en concreto. Debido a que la mayoría de las edificaciones son construidas en concreto, los criterios a utilizar para el control de vibraciones deben estar basados en este tipo de estructura. Una onda sísmica de alta velocidad Ing. Miguel A. Gil
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produce una corta longitud de onda, a diferencia de una de baja velocidad, que viaja con una longitud de onda mucho más larga. Si la longitud de onda es corta, las edificaciones “cabalgan” sobre la onda y los riesgos de daños son bastante elevados. La frecuencia específica del terreno y las rocas depende, principalmente, de su homogeneidad y solidez y varía en el rango de 5 a 500 hz. La velocidad sísmica y la longitud de onda pueden ser estimadas mediante la siguiente fórmula:
Donde: = longitud de onda (m) c = Velocidad sísmica de la onda (m/s) f = frecuencia específica (hz) Hay diversas fórmulas que combinan la cantidad de explosivos a detonar de forma instantánea, la distancia a las estructuras o edificaciones y la velocidad máxima de oscilación. La más común es la propuesta por Langefors y Kihlström:
Donde: v = Velocidad de oscilación (mm/s) k = Constante de la roca sobre la habilidad para distribuir los esfuerzos de la onda: roca dura k = 400; roca blanda, k = 200 Q = Cantidad de carga explosiva a detonar de manera instantánea (kg); R = Distancia de la voladura (m) Esta fórmula proporciona valores precisos de la velocidad de oscilación, especialmente si son mayores de 10 mm/s y la distancia desde a voladura es menor a 100 m. Para mayores distancias, se utiliza la siguiente versión de la fórmula: v = k Q/R1, 5 Máximos valores de velocidad de oscilación y su efecto en las estructuras
Velocidad de propagación de la onda (m/s)
Velocidad de oscilación (mm/s)
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1000 – 1500 arena, grava arcilla
4500 – 6000 2000 – 3000 granito, gneis, pizarra cuarcita, arenisca, caliza blanda diabasa
Efecto sobre edificios normales
Nivel de riesgo Q/R1,5
9
18
35
Sin grietas apreciables
0,008
13
25
50
Sin grietas apreciables
0,015
18
35
70
Sin grietas apreciables
0,03
30
55
100
Agrietamiento
0,06
40
80
150
Agrietamiento
0,12
60
115
225
Agrietamiento severo
0,25
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Máxima carga instantánea como función de la distancia y el nivel de riesgo
Distancia de la voladura (m) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 12 14 16 18 20 25 30 35 40 45 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 200
Carga máxima instantánea 0,008
0,015
0,008 0,025 0,04 0,06 0,09 0,12 0,14 0,18 0,20 0,25 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 1,0 1,3 1,6 2,0 2,4 2,8 3,8 4,8 5,8 7,0 8,5 9,3 10,5 11,7 13,2 14,5 16 17,5 19 20,7 22,5
0,015 0,05 0,08 0,12 0,18 0,23 0,27 0,36 0,42 0,50 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4 2,0 2,6 3,2 4,0 4,8 5,5 7,5 9,5 11,5 14,0 16,5 18,5 21,0 23,5 26,3 29 32 35 38,3 41,5 45
Nivel de riesgo 0,03 0,06 0,03 0,09 0,16 0,25 0,35 0,47 0,57 0,72 0,85 1,00 1,3 1,6 2,0 2,4 2,8 4,0 5,2 6,5 8,0 9,5 11 15 19 23 28 33 37 42 47 52,5 58 64 70 76,5 83 90
0,06 0,20 0,32 0,50 0,73 0,95 1,15 1,45 1,70 2,00 2,5 3,2 3,9 7,7 5,6 8 10,5 13 16 19 22 30 38 46 56 66 74 84 94 105 116 128 140 153 166 180
0,12
0,25
0,12 0,40 0,65 1,00 1,40 1,90 2,30 2,90 3,40 4,00 5,2 6,4 7,8 9,4 11,0 16 21 26 32 38 44 60 76 92 112 132 148 168 188 210 232 256 280 306 332 360
0,25 0,70 1,30 2,00 2,80 3,80 4,60 5,80 6,80 8,00 10,5 13,0 15,5 19,0 22,0 32 42 52 64 76 88 120 152 184 224 264 296 336 376 420 464 512 560 612 664 720
La constante k determina la capacidad de la roca a distribuir los esfuerzos de la onda que viaja a través de ella, rocas fracturadas o diaclasadas alrededor de la voladura, genera menores valores de k. En roca sólida y relativamente homogénea, los valores de k = 400 pueden ser utilizados; para formaciones fracturadas o diaclasadas, se utilizan valores menores, los cuales pueden estar en el rango de k = 200 a 300. Ing. Miguel A. Gil
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Cuando las voladuras se realizan en áreas residenciales, el trabajo debe llevarse a cabo tomando un nivel de riesgo de Q/R1, 5 = 0,03. Esto significa que los niveles de oscilación deben mantenerse en el rango de 50 a 70 mm/s. Para edificaciones viejas, bajos niveles, tales como, 18 a 35 mm/s son recomendados para evitar cualquier posibilidad de daño. Reducción de niveles de vibración del terreno Un excesivo nivel de vibración en una voladura de producción señala una sobrecarga o una inadecuada secuencia de tiempos de salida. Aunque cada caso requiere un análisis particular, se sugieren algunas medidas para aminorarlo: 1. Minimizar la carga de explosivo por unidad de microrretardo: a. Reduciendo el diámetro de perforación. b. Acortando la longitud de los huecos. c. Seccionando y espaciando las cargas dentro de los huecos, e iniciándolas en tiempos escalonados. d. Utilizando el mayor número de detonadores o tiempos de retardo posibles. 2. Reducir el número de huecos con detonadores instantáneos, ya que éstos producen más impacto. 3. Elegir un tiempo de retardo entre barrenos y filas efectivas que evite una fuerte superposición de ondas y permita un buen desplazamiento de la roca disparada. 4. Disponer la secuencia de iniciación de modo que ésta progrese desde el extremo más próximo a la estructura a proteger alejándose de la misma. 5. Utilizar el consumo específico adecuado, ya que un consumo excesivo da lugar a una sobrecarga innecesaria acompañada de grandes efectos perturbadores. 6. Disponer el esquema de huecos con una relación H/V > 2. 7. Controlar la perforación para que las mallas reales coincidan con las nominales. 8. Emplear sobreperforaciones con las longitudes mínimas necesarias para un buen arranque. 9. Disponer los frentes con la mayor superficie libre posible. 10. Crear pantallas o discontinuidades entre las estructuras a proteger y las voladuras, por ejemplo con una cortina de barrenos de precorte.
ONDAS DE CHOQUE AÉREAS Y RUIDO GENERADOS POR LA VOLADURA Las voladuras originan una onda de presión que se propaga a través del aire y producirá desde sobresalto hasta rotura de vidrios, según la distancia y circunstancias en que se produce, lo que también puede ser motivo de queja en disparos en zonas pobladas. La onda de compresión en el aire es producida, generalmente, por la acción de los productos en explosión de explosivos no confinados o por la acción indirecta de las cargas confinadas. La intensidad de esta onda, depende de la magnitud de la carga, así como también, en una gran proporción, del grado de confinamiento de la misma. Es evidente que una cierta cantidad de carga confinada en un barreno origina una onda de presión considerablemente menor que cuando la misma carga se detona colocada libremente en el suelo. Mientras que el ruido es la parte audible e infrasónica del espectro, desde 20 Hz a 20 kHz. Las ondas aéreas son vibraciones en el aire de baja frecuencia, con valores generalmente por debajo de los 20 Hz. El conocimiento de la intensidad de las ondas aéreas generadas por la voladura es muy importante, debido a que las personas cercanas al sitio de disparo pueden no sentir las vibraciones producidas en el terreno pero reciben el sonido generado por la voladura. La energía trasmitida por las ondas acústicas se comporta igual que la energía sísmica. Las propiedades elásticas del aire dependen de las condiciones climatológicas predominantes en el momento de la detonación. La dirección y velocidad del viento, la temperatura y presión del aire, ejercen una gran influencia sobre la propagación de las ondas de presión, incluso el tiempo que haga (cielo cubierto o casi despejado), la altitud del lugar de la voladura, la hora del disparo, Ing. Miguel A. Gil
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humedad y la presión atmosférica deben ser tomados en consideración a la hora de hacer una estimación sobre la propagación de las ondas de presión. Las depresiones atmosféricas pueden originar amplificaciones locales de la onda de presión, con riesgo de llegar a valores superiores a los que normalmente podría preverse a una determinada distancia. Los días soleados y libres de nubosidades, temperaturas medianamente altas y cambios rápidos en la velocidad y dirección del viento pueden dispersar las ondas acústicas. De acuerdo con Wiss y Linehan (1978), las fuentes de estas perturbaciones son las siguientes: 1. 2. 3. 4. 5. 6.
Movimiento del terreno provocado por la explosión. Escape de los gases por el barreno al proyectarse el retacado. Escape de los gases a través de las grietas creadas en el frente del macizo rocoso. Detonación del cordón iniciador al aire libre. Desplazamiento del frente del banco al progresar la voladura. Colisión entre los fragmentos proyectados.
La combinación de las vibraciones asociadas a estas fuentes da lugar a un frente móvil de sobrepresión del aire que se desplaza desde el punto de la voladura. Como el aire es compresible, absorbe parte de la energía de la onda de presión para liberarla posteriormente mediante la expansión de esos gases calientes, causando una depresión en dichos puntos. Las características de la onda aérea no son fáciles de predecir, pues intervienen factores tales como los climatológicos, topográficos, etc., que junto al propio diseño de la voladura pueden resultar distintos en cada caso. La onda aérea, como se ha indicado, contiene una considerable cantidad de energía de baja frecuencia que puede llegar a producir daños directamente sobre las estructuras, pero por lo general son más comunes las vibraciones de alta frecuencia que se manifiestan como ruido de ventanas, vajillas, puertas, etc. Estudios realizados sobre los efectos de las ondas de choque aéreas han demostrado que las partes afectadas de más criticidad en las estructuras son las ventanas de vidrio. Estas se pueden romper por presiones de la onda en el rango de 50 a 140 mbar, para menores; niveles más bajos son suficientes para hacerlas sonar o vibrar. Efectos de las ondas de choque aéreas
Nivel de ruido (dBL)
Presión de la onda (mbar)
181
210
Estructuras severamente dañadas
171
70
Rotura de la mayoría de las ventanas
161
20
Rotura de gran cantidad de ventanas
151
10
Rotura de algunas ventanas
141
5
Rotura de algunos ventanales grandes
131
1
Vibración de ventanas
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Efectos de la onda de choque aérea
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Para calcular el nivel de ruido o dBL, tenemos:
Donde: P = Sobrepresión (mbar) P0 = Presión de referencia = 0,0002 mbar L = Constante de frecuencia lineal significativa El nivel de vibraciones puede calcularse por la fórmula:
Donde: Q = Cantidad de carga en kg. R = Distancia desde la voladura en m L = Nivel de vibraciones El efecto de la onda de choque aérea al detonar una carga en un banco es presentado en la tabla 14.4. Esta tabla presenta la máxima carga detonada instantáneamente, si se quieren eliminar los daños producidos por la onda de choque aérea. A efectos comparativos, se incluye en la tabla el límite de carga admisible para un nivel de vibraciones de 0,03, que corresponde a una velocidad de oscilación de V = 70 mm/s en condiciones del terreno donde k = 400; donde k = constante de la habilidad de la roca a distribuir los esfuerzos de la onda de choque; (roca dura k = 400, roca suave = 200). En la práctica, no se ha apreciado que una carga correspondiente al nivel 0,03 origine ondas de choque desfavorables. Máxima carga detonada en función de la distancia de la voladura
Distancia de la voladura (m)
Presión de reflexión admisible (mbar)
Velocidad de oscilación esperada (mm/s)
Carga límite de Carga límite de daños daños para vibración para onda de choque del terreno (nivel aérea (kg) 0,03) (kg)
50
10
70
7
11
100
10
70
33
33
200
5
70
90
90
300
5
70
180
160
400
5
70
440
240
500
5
70
850
340
600
5
70
1480
440
700
5
70
2500
560
800
5
70
3500
680
900
5
70
5100
820
1000
5
70
6800
950
El confinamiento de los explosivos en los barrenos posee una importancia extrema. Si la longitud del tramo de atacadura es pequeña, la presión aumenta. Un buen material de atacadura puede, por el contrario, reducir el valor de la presión en gran medida, así como el empleo de protección sobre el disparo la emisión de proyecciones indeseables. En los casos en que la roca esté muy Ing. Miguel A. Gil
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diaclasada, las ondas de presión pueden propagarse localmente a través de la roca, que es arrancada por fases; esto puede apreciarse cuando una cierta voladura origina una potente onda de choque aérea capaz de romper los vidrios de las ventanas. La experiencia recogida en cuanto a rotura de ventanas y otras formas de daños en los edificios indica que en muchos casos pueden apreciarse presiones considerables sin que se observen daños. Pero, en todo caso, en que se opere en zonas edificadas, el objetivo debe ser la eliminación total de cualquier riesgo de daños. La onda de presión tiene una elevada velocidad inicial, tras lo cual disminuye o se hace muy próxima a la del sonido. En el caso de distancias cortas, las cargas son pequeñas, y esto hace que disminuya el período de crecimiento de la presión, lo cual implica que es razonable permitir un valor más elevado en la inmediata proximidad.
Criterios para controlar los efectos de las ondas de choque aéreas
Evitar el uso de explosivos no confinados Cubrir el cordón detonante con unos 30 cm de tierra o arena Utilizar cordones de bajo gramaje y cubrirlos con algunos centímetros de tierra o utilizar, en las voladuras no eléctricas, sistemas como el NONEL Uso adecuado de atacadura Para un mejor confinamiento, utilizar detritus de la perforación Utilice atacadura adicional en la hilera del frente si se presenta una excesiva fragmentación del banco, dejado por la voladura precedente Mantener una cuidadosa perforación y determinar el retiro correctamente Utilice patrones de voladura con una aceptable relación de E/V Esté seguro de la correcta secuencia de encendido del disparo Programación del disparo La realización de la voladura temprano en la mañana o a última hora de la tarde reduce el riesgo de incremento de los efectos por la inestabilidad atmosférica producto de los cambios de temperatura Considerar los cambios en las condiciones atmosféricas Cuídese de la utilización de retardos de muy largo período de tiempo porque incrementa la posibilidad de huecos sin protección o de una cara libre muy frágil Minimice el numero de huecos con el mismo período de tiempo de disparo
PROYECCIONES DE ROCA La proyección de roca es entendida como el lanzamiento inesperado de trozos de roca, procedente de las voladuras y que constituyen una de las fuentes principales de daños materiales y lesiones a personas. La inesperada, incontrolada e indeseada proyección de fragmentos a distancias más allá de las estimadas como límite normal de desplazamiento de los detritos de una voladura, representan el más serio problema de seguridad en razón de que el impulso de lanzamiento aumenta con el mayor diámetro del hueco empleado, el riesgo es serio en minas y obras donde se trabaja con diámetros grandes y con agentes explosivos que generan alto volumen de gases.
Factores que favorecen las proyecciones La geología del macizo rocoso Los macizos rocosos no están constituidos por materiales homogéneos, presentan variaciones litológicas importantes y discontinuidades como planos de estratificación, diaclasas, fallas, etc., e incluso por la presencia de cavidades en su estructura. Las rocas intensamente fracturadas y diaclasadas presentan una mayor facilidad para dar lugar a proyecciones que las rocas masivas y homogéneas, cuando a través de dichas fracturas se Ing. Miguel A. Gil
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produce la liberación de la energía de los gases, dando lugar a la aparición de sobrepresiones u ondas aéreas y la aceleración de pequeños fragmentos de roca, desprendidos del propio macizo rocoso. Un control muy cuidadoso se debe tener en las voladuras realizadas en terrenos con gran número de grietas, oquedades y cavidades de disolución que se traducen en zonas de debilidad. Un hueco localizado muy cerca a una fractura abierta encontrará una zona de debilidad por la cual soplarán los gases lanzando fragmentos. el peor escenario que se presenta en la producción de proyecciones indeseadas de roca, suele aparecer cuando las cavidades no son detectadas durante la fase de perforación y éstas se interponen entre el barreno y la cara libre del banco o entere éstos y la superficie. La ausencia de rocas compactas da lugar a la presencia de zonas de debilidad, frente a la infiltración y empuje de los gases, siendo esta una de las fuentes más importantes de lanzamientos incontrolados de rocas. El explosivo y su distribución Los explosivos que tienen una Energía de Burbuja elevada (ej. ANFO) producen mayores lanzamientos de la roca que otros cuya componente de Energía de Tensión es más elevada (e, explosivos gelatinosos). En cuanto a la distribución del explosivo, es preciso comprobar que las variables geométricas de la voladura coinciden con las de diseño, especialmente en los siguientes casos:
Cuando la parte superior del banco se encuentra fracturada como consecuencia de una sobreperforación excesiva de los bancos del nivel anterior o no se dispone de un retacado suficiente para eliminar el riesgo de cráteres. Cuando el frente de la voladura es muy irregular, y existen zonas a lo largo de la columna de explosivo con un valor de la piedra muy reducido.
Un incremento de la carga específica resultará en una fragmentación promedio más reducido y en una mayor velocidad de impulsión. Las cargas explosivas concentradas más cercanas a la superficie (collar) y a la cara libre del banco tienden a proyectar más, por lo que se debe tener especial cuidado con la cantidad y distribución del explosivo por hueco. Los disparos simultáneos de varios huecos presentan mayor probabilidad de proyección que los secuenciados en los que se aplica encendido con retardos escalonados. El diseño de la voladura El control de las proyecciones comienza con el correcto diseño de las voladuras. La calidad de la perforación es primordial, comprende al retiro correcto, espaciamiento, sobreperforación, alineamiento y rectitud de los huecos y un diámetro acorde con la altura del banco. Un retiro corto, menor a 25 veces el diámetro del hueco proporcionará un elevado factor de carga hacia la cara libre (igual ocurre cuando la cara frontal presenta oquedades), mientras que un retiro excesivo creará alto impacto en la zona del cuello, especialmente si la atacadura es insuficiente, generando efecto de craterización y proyecciones hacia arriba. En las voladuras múltiples, además de inspeccionar el estado del frente de la voladura y dimensionar correctamente la atacadura, es fundamental elegir adecuadamente los tiempos de retardo entre filas, con el fin de evitar un confinamiento excesivo de los últimos barrenos que puedan dar lugar a proyecciones.
Causas directas de las proyecciones Sobrecarga de los huecos Esto puede ocurrir: a. Cuando por garantizar el resultado de un disparo se exagera la dosis de explosivo por m 3 a romper. Ing. Miguel A. Gil
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b. Cuando un hueco se bloquea, por ejemplo con una piedra atascada, es común que los operadores compensen la deficiencia sobrecargando la parte libre, a veces hasta la misma boca del hueco. c. Cuando con un diámetro grande de huecos se ajusta demasiado la malla de perforación, con retiro y espaciamiento muy cortos. Retiro muy corto Un retiro muy corto resulta como consecuencia de error de cálculo en el diseño, o eventualmente, cuando por efecto de excesiva sobrerrotura hacia atrás del disparo anterior, la nueva cara frontal resulta excesivamente fisurada y debilitada, al extremo de crearse concavidades que reducen el espesor del retiro en determinados sectores. La existencia de pequeñas cavernas de disolución internas, capas o diques de material suave y débil, o fallas estructurales también en muchos casos dan lugar a un retiro muy corto. Una sobrecarga excesiva en el fondo de los huecos de la primera fila creará una situación similar a “retiro corto” en la base del banco. Un frente que ha perdido parte del material del retiro por debajo de la cresta puede originar proyecciones si no se compensa la deficiencia reduciendo el factor de carga, o si no se deja un espacio sin carga en la columna explosiva al nivel del sector debilitado. Retiro excesivo Un retiro demasiado largo generalmente resulta de un mal diseño de cálculo, o de una incorrecta distribución del orden de salida de los huecos. También de un factor de carga demasiado bajo asociado a una atacadura inadecuada, lo que generalmente repercute en craterización con proyección de fragmentos hacia arriba. Distribución de la carga explosiva Tanto en cada hueco, como en la voladura en conjunto, una mala distribución de la energía aplicada sobre la roca propenderá a crear presiones excesivas en determinados puntos originando “centros de proyección excesiva”, digamos por ejemplo: en un hueco cargado casi hasta el tope habrá proyecciones desde la boca y cuello del hueco; o en un hueco que haya atravesado a una oquedad del terreno, a una falla, o a una capa de material suave estando cargado a columna completa, producirá proyección desde ese punto. El mejor remedio en estos casos es: para el primero, reducir la carga o aumentar la atacadura; para el segundo, intercalar un taco inerte en el sector problema de la columna explosiva.
La carga de cada hueco en la primera fila se calculará individualmente en base al retiro real, que puede haber sido reducido por efectos del disparo anterior, por fisuras o defectos de la roca, o por huecos inclinados erróneamente. La carga por metro cúbico de roca no deberá ser excesiva. Toda grieta, fisura o área de debilidad de la roca deberá ser cuidadosamente registrada y tomada en consideración. Error en la secuencia de encendido Un tiro fuera de secuencia es igual a un tiro con retiro excesivo. Ejemplo: si un hueco de segunda fila sale antes que otro de primera fila provocará proyecciones hacia arriba. La secuencia de encendido se planeará de manera que el retardo entre los huecos adyacentes no sea mayor que 100 ms. A profundidades menores a 1,5 m el retardo entre huecos adyacentes no debería exceder de 50 a 60 ms. Geometría de la perforación Es muy importante comprobar que las variantes geométricas de la voladura coincidan con las de diseño. Muchas veces hay errores o fallas que no se notan, como un mal alineamiento de los huecos de la primera fila o insuficiente retiro al pie del banco. Ing. Miguel A. Gil
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En la superficie es fácil comprobar las distancias de hueco a hueco, pero si estos se perforan desalineados o tienen excesiva deflexión pueden presentar discrepancias inconvenientes abajo, de hueco a hueco, con un “incremento circunstancial de la carga” en determinado sector. Si un hueco se acerca mucho a la cara libre, el retiro resultará insuficiente. Un hueco de segunda fila muy cerca del de la primera incrementará la carga base con excesivo factor que puede generar soplos y proyección a nivel del piso; en este caso los fragmentos provendrán del núcleo de la voladura.
De acuerdo al punto de vista de las técnicas de voladuras, la proyección de rocas puede presentarse de tres formas:
Proyecciones causadas por el movimiento hacia delante de la masa rocosa Proyecciones causadas por la rotura de barrenos por carga inadecuada Proyecciones originadas en la superficie del banco por efecto de la presión de los gases generados por la voladura
Proyecciones debido al movimiento de la masa rocosa Cuando un banco es volado, el resultado general es que el centro de gravedad se desplace hacia adelante. La altura del banco determina lo lejos que la roca suelta es forzada a desplazarse. Por otro lado, el factor de carga reviste gran importancia debido a que la facilidad o dificultad de mover la roca dependerá de lo alto o bajo de la misma. Si asumimos que una carga floja puede ayudar a solucionar los problemas de proyecciones, debemos asegurarnos que ésta sea lo suficientemente fuerte para vencer la resistencia de la roca a ser movida, porque, de lo contrario, aumentarían considerablemente los riesgos. El factor más importante a controlar para eliminar los riesgos de proyecciones es conseguir una planificación correcta de la misma, debido a que un barreno que no rompa lo suficiente o tenga fallo de encendido por un mal diseño de la secuencia de disparo, generará una considerable proyección debido que al no tener suficiente ángulo de rotura, la presión de los gases empujará a la roca hacia arriba. Ing. Miguel A. Gil
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Es esencial que el movimiento de la masa rocosa esté planificada, de manera que la orientación de la misma siga un patrón preestablecido por el diseñador de la salida del disparo, de forma que pueda tolerarse un cierto lanzamiento hacia el frente, o que la dirección del movimiento no esté en línea directa con instalaciones o lugares donde la proyección de materiales pueda constituir un problema. Si no es posible, en la práctica, cambiar la dirección del movimiento de rotura y tampoco puede permitirse ningún lanzamiento frontal, debe pensarse, entonces, en la colocación de barreras protectoras tales como material volado enfrente del mismo; lo que se logra haciendo volar, primeramente una o dos hileras de barrenos con cargas débiles, próximas al límite de carga de rotura, de tal forma que puedan servir de pantalla al resto de la voladura, o en caso necesario, complementar con el uso de cubiertas protectoras.
Proyecciones debido a la rotura de barrenos por carga inadecuada En diferentes estudios realizados sobre la proyección de rocas en la voladura, se coincide en que, generalmente, ésta proviene de la primera hilera de barrenos o hilera del frente del disparo y como producto de la detonación de la carga de fondo. Esta situación de riesgo es muy común en la voladura de barrenos de diámetro grande (> 50 mm), donde es mayor el riesgo de proyecciones. Las proyecciones causadas por la carga de fondo en la primera hilera de una voladura pueden ser debidas a dos importantes factores: Errores cometidos en la perforación Fallas o grietas del terreno que facilitan la rotura del barreno al disminuir la resistencia de la roca Si los barrenos se disponen de manera que el retiro sea considerablemente menor que el calculado, el riesgo de proyecciones será grande. Si existe una concentración de carga en zonas debilitadas, por errores durante la perforación o por corresponder a terrenos fisurados, los efectos de las proyecciones pueden ser muy fuertes. La perforación de barrenos de pequeño diámetro es difícil que se produzcan proyecciones de bloque de roca de gran tamaño. La proyección procedente de la voladura de la primera hilera puede ser evitada con una correcta planificación de la misma. Si la primera hilera, en el caso de hileras múltiples, no da origen a proyecciones, el resto existente para el resto de los barrenos es considerablemente menor, con la condición de que la secuencia de encendido haya sido correctamente planteada. La perforación y la carga de los barrenos de la primera hilera es particularmente importante, ya que los barrenos deben emboquillarse en el borde del banco y éste se encuentra normalmente alterado por las voladuras anteriores, en estos casos, debe cuidarse de mantener bien controlado el retiro en el fondo. Cada barreno de la primera hilera debe ser estudiado individualmente, los cálculos utilizados en el resto de la voladura, generalmente no son adecuados para los de la primera hilera. Debe revisarse su distancia al borde del banco, la pendiente del talud del banco donde el barreno está perforado, la presencia de concavidades o convexidades, grietas, rocas sueltas, etc., de manera de elaborarse un criterio adecuado para la carga del mismo. El esquema de encendido reviste gran importancia en la prevención de las proyecciones, si el tiempo entre hileras de barrenos es demasiado alto, el efecto protector de la masa rocosa en movimiento de la voladura de la hilera anterior desaparece.
Proyecciones de la superficie del banco por presión de gases El cálculo de la atacadura o la zona libre de explosivos en el cuello del hueco, que en nuestros cálculos se ha considerado igual al retiro (H0 = V), y que en términos generales debe estar comprendido entre los valores 0,7 y 1,2V, si la atacadura se encuentra por debajo del mínimo valor recomendado, el riesgo de proyección aumenta, debido a que la carga de columna puede tender a Ing. Miguel A. Gil
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lanzar la roca hacia la superficie. La atacadura está constituida, generalmente, por arena o polvo proveniente de la perforación. Es importante asegurarse que la superficie del terreno esté libre de piedras o materiales que puedan ser despedidos durante la voladura. El riesgo de proyección de roca debido a la presión de los gases aumenta en las rocas fisuradas, peor sin embargo, con una excesiva atacadura, puede también favorecer la proyección, debido a que si la carga no es capaz de romper la roca de la superficie y se forman en su lugar grandes bloques, la presión de los gases empujará partículas de roca por los huecos existentes. Este efecto contrario de rotura se observa frecuentemente en las voladuras con grandes atacaduras, lo que significa que las proyecciones pueden venir de cualquier barreno situado en el centro de la voladura, y originados por la detonación de la carga de columna. Una carga de fondo muy elevada y una gran atacadura, frecuentemente originan voladuras con resultados desfavorables y fuente de fuertes proyecciones. Es preferible cargar los barrenos en la parte superior con una carga baja pero que tenga la suficiente fuerza para fracturar la roca en la parte superficial. Una voladura normalmente calculada en la cual la carga no es excesivamente alta ni demasiado reducida y no se encuentra desigualmente repartida, proporciona mejor protección contra las proyecciones.
Medidas a tomar para controlar las proyecciones de roca Diámetro apropiado del hueco: Las voladuras de barrenos de gran diámetro incrementan el riesgo de proyecciones de roca, por tal motivo, el diámetro del hueco debe ser seleccionado de acuerdo a la cantidad de roca proyectada que debe ser tolerada Precisión de la perforación: El correcto encuellamiento o emboquillamiento del barreno, así como su cuidadosa perforación debe ser realizado tratando de minimizar los errores por estos conceptos, así como evitar desviaciones del mismo durante las operaciones. Una mala disposición de los huecos produce altas concentraciones de carga puntuales en la voladura. Cargas bien balanceadas: Las cargas deben ser ajustadas de acuerdo al retiro y espaciamiento, medidos en el fondo del barreno. Esto es sumamente importante en los barrenos de la línea del frente de la voladura Apropiada secuencia de disparo: La planificación de la secuencia de disparo es de gran importancia. El uso de los retardos de milisegundos provee la ventaja de que la roca se mantiene unida durante la voladura. La roca se va aflojando por etapas y la desplazada de la hilera de barrenos del frente sirve como material de protección a las hileras que van siendo detonadas subsiguientemente. El tiempo de retardo entre hileras no debe exceder al límite de 100 ms. Si el tiempo de retardo, entre hileras, de la voladura, es demasiado largo, la ventaja que ofrece la protección del material en movimiento, enfrente de la hilera que está siendo detonada, desaparece. Esto implica a todos los tipos de roca proyectada, tanto de la superficie de la voladura como del resto de la misma Utilizar materiales de protección: Cuando han sido tomadas todas las medidas para controlar la proyección de rocas y todavía persiste algún nivel de riesgo, éste debe ser eliminado mediante el uso de una adecuada cubierta de protección a la voladura.
Elementos de protección Se denominan protecciones a todos aquellos elementos que se utilizan para cubrir las voladuras con el fin de evitar las proyecciones de roca u otros materiales sólidos que pudieran producir daños a personas, edificios, etc. Las cubiertas de protección pueden consistir en varios tipos de material. La que se destine a ser utilizada debe satisfacer algunos de los siguientes criterios:
Facilidad de unión o entramado de sus elementos Facilidad de colocación y retirada Ing. Miguel A. Gil
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Flexibilidad Peso reducido y alta resistencia Relativamente masiva o compacta Permeable a los gases Económicos y recuperables par otras voladuras Capacidad de cubrir áreas extensas Capacidad de mantenerse segura en su posición
La diferenciación de las cubiertas, generalmente, es hecha entre dos tipos de material:
Cubierta protectora de material pesado Cubierta protectora contra esquirlas
Las cubiertas de material pesado pueden prevenir proyección de grandes bloques, así como regular el desplazamiento de la masa rocosa hacia delante. Las cubiertas protectoras contra esquirlas previenen la proyección de esquirlas de roca o trozas de pequeño tamaño desde la superficie de la roca. En algunas ocasiones los dos tipos de cubierta son utilizados juntas, el primero para evitar las proyecciones de gran magnitud y el segundo para detener la proyección de trozos de roca que pasen a través de la malla pesada o que se encuentren en zonas no cubiertas por la protección pesada. Algunas de las más usadas cubiertas protectoras son: Cubiertas pesadas
Mallas protectoras
Estera de tiras de goma o bandas de neumáticos Troncos amarrados Estera o pantalla de alambre Estera de rines de automóvil o argollas de hierro
Fieltro industrial
Mallas de acero reforzadas Enrejado Lonas de plástico - nylon
La cubierta comúnmente utilizada por su bajo costo, su alta capacidad de protección y su fácil construcción, la constituye la pantalla o malla de bandas de rodamiento de cauchos usados. Arena fina también es utilizada, en algunos casos, para cubrir la superficie de la voladura, convirtiéndose en una buena solución o método preventivo. Cuando se analiza el método de protección a emplear, no debe olvidarse que la roca fracturada en el frente y la superficie de la voladura es un simple y económico método para prevenir las proyecciones generadas por la detonación del fondo de los barrenos. En general, debe mantenerse como criterio básico sobre el uso de protectores, el que estos deben utilizarse cuando exista riesgo de daños personales o materiales.
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CAPITULO 18: PRINCIPIOS GENERALES DE LA PERFORACIÓN La primera operación de la explotación de una mina o cantera la constituye la perforación. Ésta precede a la voladura, con la cual está asociada, para fragmentar el material consolidado (generalmente roca) in situ. El propósito de la perforación en las operaciones mineras, lo constituye la apertura de un hueco, con la distribución y geometría adecuada, para la colocación de explosivos y sus accesorios iniciadores, para fragmentar la roca resistente a cualquier otra forma de excavación. Además, la perforación en minería también es empleada en operaciones de drenaje, estabilidad de taludes, muestreo de suelo para fundaciones, etc. Por otro lado, la perforación para voladuras constituye la mejor fuente de información para los geólogos y planificadores de mina, debido a que su cuadrícula es mucho más cerrada que los huecos de prospección. Con los datos obtenidos del estudio de los detritos de la perforación de estos huecos, se afinan la estrategia de producción y la información geológica y fisicoquímica del yacimiento. La energía que se suministra a la roca en las operaciones mineras o de construcción tiene su fin en fragmentarla a un tamaño adecuado para su posterior transporte y/o tratamiento. La cantidad suministrada de esta energía va a depender de las propiedades de la roca y del sistema de aplicación de esa energía, la cual es consumida por tres mecanismos principales: Creación de una nueva superficie Fricciones internas. (plasticidad) Dispersión de la energía de la onda elástica. El método de aplicación determina el monto de la energía consumida en la fragmentación de una roca dada, considerándose que es relativamente poca la energía que ésta consume en el proceso de fracturamiento cuando es aplicada en forma de esfuerzos de tensión o cizalla, incrementándose de manera significativa, durante la acción de esfuerzos de compresión. La forma cómo la energía es aplicada por la herramienta a la roca para causar su fragmentación, la respuesta de la roca a dicha energía y los fenómenos que ocurren durante la interacción de la herramienta con la roca, es importante conocerlos para determinar la eficiencia. La interacción entre la herramienta y la roca debe ser controlada, para optimizar la relación entre la energía suministrada y la necesaria para la fragmentación de la roca. Hasta ahora, estos parámetros han sido difíciles de determinar debido a la dificultad de conocer el consumo real de energía y los requerimientos de la misma, por el desconocimiento de cómo las propiedades de la roca influyen realmente en el fracturamiento y cual o cuales de ellas son las que están asociadas directamente con la fragmentación. Debido a esto, se aplican altas cantidades de energía para el fracturamiento de la roca, para compensar, de alguna manera, cualquier falla, sin embargo, se ha sido ineficiente.
MÉTODOS DE PENETRACIÓN EN LA ROCA Para la clasificación de los métodos de penetración en la roca, se tomó como base el criterio de la manera como es atacada la roca. De acuerdo a esto, podemos establecer su clasificación por la forma de aplicación de la energía.
Mecánicos: A pesar de la gran variedad de métodos de penetración de la roca que existe, el de ataque mecánico constituye, hoy en día, el de mayor utilización, en sus dos tipos: Percusión y rotación, y el método híbrido de la resultante de combinar los métodos de rotación y percusión: la rotopercusión.
Térmicos: Soplete o Lanza térmica, Plasma, Fluido Caliente y Congelación. El único método de penetración térmica de aplicación práctica en la actualidad, es el de ataque con llama con perforador a chorro o acanalador (channeler). Dada su capacidad de perforar distintos tipos de aberturas, los quemadores a chorro (Jet piercer) se utilizan no solo para Ing. Miguel A. Gil
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producir huecos para voladuras sino también cámaras y cortes en dimensionado de bloques.
Fluidos: Chorro de agua, erosión y cavitación. Mientras que la rotura interna de la roca es atractiva, el resultado final es más parecido a la fragmentación que a la penetración. Perforar un hueco con un fluido suministrado por una fuente externa, por acción de chorro o erosión, parece ser factible pero con aplicación muy limitada. Han sido utilizados monitores durante un siglo en minería de libre aprovechamiento y más recientemente en minería de carbón y otros materiales consolidados de resistencia relativamente baja.
Sónicos: Vibración de alta frecuencia. Algunas veces llamada perforación vibratoria, este método está concebido actualmente como una forma de percusión de alta frecuencia. Atractivo pero no comercial, en la actualidad, la actuación por medios hidráulicos, eléctricos o neumáticos es posible.
Ataque químico: Microvoladuras y Disolución. Las reacciones químicas pueden parecer atractivas, mas como accesorio que como método primario de penetración. El uso de explosivos es una posibilidad distinta y varias alternativas para el sistema, están en proceso de investigación.
Aunque encontramos una gran variedad de métodos de perforación de rocas, en las labores mineras y obras públicas, el método generalizado es el mecánico, en sus distintas variedades, percusión, rotación y rotopercusión. Por este motivo, trataremos exclusivamente los métodos mecánicos, pasando revista a los fundamentos, útiles y equipos de perforación de cada uno de ellos.
COMPONENTES DEL SISTEMA Los componentes principales de un sistema de perforación mecánico consisten en:
Fuente o Perforadora: Convierte la energía desde su forma original (neumática, eléctrica, etc.) en energía mecánica que hace funcionar el sistema. Transmisor o sarta de perforación (varillaje): Transmite la energía mecánica desde la perforadora hasta la broca o aplicador. Aplicador o Broca (mecha, boca): Aplica la energía del sistema, directamente sobre la roca para lograr su penetración. Limpiador o Fluido de circulación: También llamado fluido de barrido, realiza la limpieza del hueco y evacuación del detritus producido, controla el polvo, enfría la broca y en ocasiones puede usarse como vehículo para aplicar estabilizadores de las paredes del hueco.
La perforación comprende dos operaciones en la que se basa todo el sistema y que aunque son operaciones separadas, actúan en conjunto, intrínsecamente unidas, para poder lograr la penetración:
Fracturación de la roca Desalojo del detritus generado. Ing. Miguel A. Gil
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TIPOLOGÍA DE LAS OPERACIONES DE PERFORACIÓN Para las operaciones de perforación se han desarrollado equipos que dan lugar a dos procedimientos:
Perforación manual: Equipos ligeros manejados a mano por los barrenadores. Utilizados en trabajos de poca envergadura o donde las dimensiones del área de operaciones no permite equipos de mayor tamaño. Perforación mecanizada: Equipos montados sobre estructuras en las que el operador controla todos los parámetros de la perforación desde una posición cómoda. Estas estructuras o chasis pueden ir montadas sobre neumáticos u orugas y ser automotrices o remolcables.
Por otro lado, según el tipo de trabajo que se realiza pueden clasificarse en los siguientes grupos:
Perforación de bancos: Constituye el mejor método para la voladura de rocas al disponer frentes con caras libres y espacio para la salida y proyección del material. Utilizado en cielo abierto y minería subterránea. Perforación de galerías y túneles: Perforación para labores de avance. La perforación de los barrenos se puede llevar a cabo manualmente. Generalmente son áreas que permiten una mayor mecanización y uso de equipos de uno o varios brazos. Perforación de producción: Perforación para labores de extracción de mineral. Los equipos y métodos varía de acuerdo al sistema de explotación utilizado. En las labores subterráneas, el factor común es el reducido espacio disponible en las áreas de perforación. Perforación de chimeneas: Perforación y voladuras con la utilización de barrenos largos. Actualmente la tendencia es hacia la utilización del método Raise Boring. Perforación de rocas con recubrimiento: Perforación de macizos rocosos sobre los que yacen lechos de materiales sin consolidar obligan a utilizar métodos especiales de perforación con entubado. También se emplean en los trabajos de perforación submarina. Sostenimiento de rocas: Utilizado para la colocación de elementos de fijación para el sostenimiento.
FACTORES QUE AFECTAN A LA PERFORACIÓN En las operaciones de perforación existen varios factores que tienen implicaciones importantes en la ejecución de las mismas. El análisis de estos factores ayuda a optimizar la utilización de equipos y herramientas, así como adecuar las operaciones a las condiciones de trabajo acorde con el entorno. Estos factores se clasifican en: Características de las rocas
Clasificación Propiedades Perforabilidad Estabilidad
Diseño de la voladura
Diámetro de la perforación Altura del banco Profundidad del hueco Inclinación de la perforación Calidad de la perforación
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Variables operativas
Perforadora Empuje Movimiento de rotación Fluido de circulación Barras de transmisión Brocas
Características del entorno
Condiciones del terreno Condiciones climatológicas Restricciones ambientales
Factores de servicio
Montaje y tamaño de la máquina Energía disponible Supervisión Entrenamiento del personal Organización del trabajo Mantenimiento y conservación del equipo
Características de las rocas La habilidad para definir la facilidad o no de perforar una roca, es producto de la experiencia, obtenida mediante el ensayo y error; sin embargo, existen varias características típicas de las rocas, que se pueden interpretar como indicadores de la perforabilidad de ellas, siendo necesario seguir ciertas pruebas de laboratorio, para determinarlas según cada tipo de roca. Las propiedades de las rocas que deben ser consideradas para la planificación de la perforación y voladura, dependen del comportamiento de las rocas durante el período de formación; esto, junto al método de perforación utilizado y el propósito de la excavación determinan las características de rotura del material.
Clasificación de las rocas por su origen Se clasifican, según su origen, en tres grupos: Rocas ígneas Rocas sedimentarias Rocas metamórficas Rocas Ígneas: Se forman a partir de material en estado de fusión, mezcla de materiales pétreos y gases disueltos, denominado magma, tanto en las profundidades de la corteza terrestre, como en la superficie, hacia donde emerge, debido a las erupciones volcánicas. La profundidad en la cual se forman determina la velocidad de enfriamiento y el tamaño de grano, el enfriamiento lento, característico en la profundidad, promueve la formación de cristales grandes y bien definidos, Ing. Miguel A. Gil
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resultando una textura de grano grueso (rocas ígneas intrusivas o plutónicas); en cambio, cuando el magma se solidifica en la superficie, el proceso es muy rápido, no dando tiempo a la formación de cristales, resultando una textura de grano fino (rocas ígneas extrusivas o volcánicas). Un caso intermedio lo constituyen las rocas porfídicas, en las que se observan grandes cristales dentro de una matriz de grano fino. Los tres tipos se encuentran generalmente en forma de diques con espesores de uno a decenas de metros. Las diferentes condiciones fisicoquímicas que se producen durante el enfriamiento del magma hacen que exista una gran variedad de rocas ígneas, formadas por diferentes minerales de diversos tamaños y agrupados de distintas formas, dando por resultado que sus características físicas y químicas sean muy heterogéneas. Por lo tanto, su comportamiento ante la fragmentación, corte, desgaste y meteorización puede ser variado; aunque las rocas ígneas sin meteorizar, a efectos de su perforación, son todas duras compactas y muy fáciles de perforar con equipos de perforación a percusión. Si la roca tiene un contenido en SiO2 superior al 62%, geoquímicamente se la denomina ácida, entre ese valor y el 52% intermedia, entre 45 y 52% básica, y finalmente con valores menores del 45% es ultrabásica. En el mismo sentido que las rocas ígneas son más pobres en sílice, a la vez son más ricas en silicatos ferromagnésicos. Las ácidas son más abrasivas y duras que las básicas; pero éstas últimas son más densas y resistentes al impacto que las primeras
Rocas sedimentarias: Formadas por la acumulación y sucesiva deposición, en capas, de restos de material rocoso fracturado y descompuesto de otras rocas preexistentes, por la precipitación química de minerales solubilizados o por la acumulación de restos de animales o vegetales. En el primer caso se producen los sedimentos detríticos como son las gravas, conglomerados y arenas en cuya precipitación interviene la gravedad. En el segundo se encuentran, por ejemplo, las rocas precipitadas por la sobresaturación del agua mineralizada sometida a una intensa evaporación. Ing. Miguel A. Gil
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Las terceras son las acumulaciones de conchas, esqueletos de animales o restos de plantas, como son las calizas conchíferas, los corales y el carbón. En este último grupo según sus componentes sean de la química orgánica o de la inorgánica, encontramos, en el primer caso los carbones y el petróleo, y en el segundo las calizas, dolomitas y rocas fosfáticas. Estos materiales, producto de la erosión, son transportados por acción del agua y viento, depositándose en capas sucesivas que se van acumulando y por efecto del peso, las capas inferiores pierden agua y se compactan, las partículas minerales se cementan por los fluidos que circulan entre ellas. En general, son de fácil perforación debido a la poca cohesión entre partículas, sin embargo pueden llegar a ser altamente abrasivas por el alto contenido de sílice y óxidos de aluminio. Rocas metamórficas: Se forman cuando las rocas existentes son sometidas a presiones intensas y altas temperaturas, transformándose en otras, de distinta mineralogía y textura. Estos grandes cambios se producen por la necesidad de estabilizarse sus minerales en unas nuevas condiciones de temperatura, presión y composición. Estas rocas son intermedias en sus características físicas y químicas, entre las ígneas y las sedimentarias, pues presentan asociaciones de minerales que pertenecen a los dos tipos. Así se encuentran en ellas minerales, como el cuarzo, los feldespatos, las micas, los anfíboles, los piroxenos y los olivinos, esenciales en las rocas ígneas. Como en las rocas sedimentarias, pueden tener calcita, dolomita, sílice y hematita. También, aparecen en ellas minerales comunes a los dos tipos, como son: la turmalina, el zircón, la magnetita, el topacio y el corindón; todos ellos son minerales muy estables en cualquier medio. En su mayoría, están clasificadas de duras a muy duras. Usualmente se requieren equipos de perforación a percusión de medianos a pesados. Debido a que generalmente son formadas por silicatos, con excepción de las calizas que tienen su origen en los carbonatos de calcio, cuarzo, feldespato y mica, su estructura mineralógica, establece la necesidad de determinar el tipo de acero o insertos especiales en las herramientas de perforación que las proteja contra el efecto de la abrasividad.
Propiedades que afectan la perforación Las propiedades técnicas de las rocas que tienen efecto importante sobre la perforación son:
Dureza Resistencia Abrasividad Textura Estructura Características de rotura Dureza: Se refiere a la medida del desgaste o resistencia a la deformación inelástica de la superficie de la roca o, la resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro. La dureza de las rocas es el principal tipo de resistencia a superar durante la perforación, porque es la que indica cuanto esfuerzo es necesario para causar rotura a la roca al aplicar una herramienta en su superficie, pues cuando se logra la penetración del útil, el resto de las acciones se desarrollan más fácilmente. Las rocas se clasifican en cuanto a su Ing. Miguel A. Gil
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dureza por medio de la "escala de Moh’s", en la que se valora la posibilidad de que un mineral pueda rayar a todos los que tienen un número inferior al suyo. Tal como se refleja en la tabla existe una cierta correlación entre la dureza y la resistencia a la compresión de las rocas (clasificación de Protodyakonow). Resistencia: Se llama resistencia mecánica de una roca a la propiedad de oponerse a su destrucción bajo una carga exterior, estática o dinámica. Las rocas oponen una resistencia máxima a la compresión, no así a los esfuerzos de tracción o cizalladura, cuyos valores no que no pasan de un 10 a un 15% de la resistencia a la compresión. La resistencia de las rocas depende fundamentalmente de su composición mineralógica. Entre los minerales integrantes de las rocas el cuarzo es el más sólido, su resistencia supera los 500 MPa, mientras que la de silicatos ferromagnésicos y los aluminosilicatos varían de 200 a 500 MPa, y la de la calcita de 10 a 20 MPa; conforme es mayor el contenido de cuarzo, la resistencia aumenta. Entre las rocas sedimentarias las más resistentes son las que tienen cemento silíceo. En presencia de cemento arcilloso la resistencia de las rocas disminuye de manera brusca. La porosidad en rocas con una misma litología conforme aumenta hace disminuir la resistencia, puesto que simultáneamente disminuye el número de contactos de las partículas minerales y las fuerzas de acción recíprocas entre ellas. En la resistencia de las rocas influye la profundidad a la que se formaron y el grado de metamorfismo. Así; la resistencia de las arcillas yacentes cerca de la superficie terrestre puede ser de 2 a 10 MPa, mientras que las rocas arcillosas, que fueron sometidas a un cierto metamorfismo pueden alcanzar los 50 - 100 MPa. Por otro lado, la resistencia de las rocas anisotrópicas depende del sentido de acción de la fuerza. La resistencia a la compresión de las rocas en el sentido perpendicular a la estratificación o esquistosidad es mayor que en un sentido paralelo a éstas. Abrasividad: La abrasividad es la capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más duro, en el proceso de rozamiento durante el movimiento. Es un parámetro, dependiente del tiempo, de la medida de desgaste de la broca y el varillaje durante la perforación; ésta depende de la composición de la roca, a la cual el desgaste de la broca es proporcional. Los factores que elevan la capacidad abrasiva de las rocas son las siguientes: Ing. Miguel A. Gil
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La dureza de los granos constituyentes de la roca. Las rocas que contienen granos de cuarzo son sumamente abrasivas. La forma de los granos. Los más angulosos son más abrasivos que los redondeados. El tamaño de los granos. La porosidad de la roca. Da lugar a superficies de contacto rugosas con concentraciones de tensiones locales. La heterogeneidad. Las rocas poliminerales, aunque éstos tengan igual dureza, son más abrasivas, pues van dejando superficies ásperas con presencia de granos duros, por ejemplo, los granos de cuarzo en un granito.
Textura: Se refiere a la estructura de los granos de minerales constituyentes de la roca y se puede clasificar de acuerdo a propiedades tales como porosidad, soltura, densidad, forma y tamaño de los granos. Éstos están relacionados con la velocidad de perforación. Propiedades de las rocas según su origen Densidad Tamaño de Tipo de roca Fe (t/m3) grano (mm)
Ígneas
Sedimentarias
Metamórficas
2
Resistencia a la compresión (MPa)
Diorita
2,65 - 2,85
1,5 - 3
1,5
170 - 300
Gabro
2,85 - 3,2
2
1,6
260 - 350
Granito
2,7
0,1 - 2
1,6
200 - 350
Andesita
2,7
0,1
1,6
300 - 400
Basalto
2,8
0,1
1,5
250 - 400
Riolita
2,7
0,1
1,5
120
Traquita
2,7
0,1
1,5
330
Conglomerado
2,6
2
1,5
140
Arenisca
2,5
0,1 - 1
1,5
160 - 255
Lutita
2,7
1
1,35
70
Dolomita
2,7
1-2
1,6
150
Caliza
2,6
1-2
1,55
120
Gneis
2,7
2
1,5
140 – 300
Mármol
2,7
0,1 - 2
1,6
100 – 200
Cuarcita
2,7
0,1 - 2
1,55
160 – 220
Esquistos
2,7
0,1 - 1
1,6
60 – 400
Serpentina
2,6
-
1,4
30 – 150
Pizarra
2,7
0,1
1,5
150
2
1 MPa = 1 MN/m = 10 kg/cm = 142.2 psi. Fe = Factor de esponjamiento
Todos estos aspectos tienen una influencia significativa en el rendimiento de la perforación. Si los granos tienen forma lenticular, como en un esquisto, la perforación es más difícil que cuando son redondos, como en una arenisca. También influye de forma significativa el tipo de material que constituye la matriz de una roca y que une los granos de mineral. En cuanto a la porosidad, Ing. Miguel A. Gil
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aquellas rocas que presentan una baja densidad y son consecuentemente más porosas tienen una menor resistencia a la trituración y son más fáciles de perforar. Estructura: Las características estructurales tales como fallas, grietas, planos de estratificación, esquistosidad y contactos de la roca, profundizan y direccionan todos los esfuerzos estructurales de la roca, afectando la dirección de la perforación y la penetración de la broca. Características de rotura: Las características de rotura describen el comportamiento de la roca cuando es golpeada con un martillo; cada tipo de roca tiene una forma y grado típicos de rotura, relacionados con su textura, composición mineral y estructura. Las características de rotura de diferentes tipos de roca, se describen a menudo en términos de un coeficiente denominado Los Ángeles, que es una medida relativa para determinar la resistencia de la roca a ser fracturada.
Perforabilidad La perforabilidad de la roca se define como la rata de penetración de una broca en la roca. Es una propiedad que no se puede definir exactamente mediante una sola de las características mecánicas de la roca (por ejemplo esfuerzos de compresión o de tensión). Esta es una función de varias características, tales como composición mineral, textura, tamaño de grano, grado de desgaste por la acción atmosférica, etc. De acuerdo a esto, varios métodos empíricos se han desarrollado para predecir el comportamiento de la perforación en diferentes rocas. Los índices típicos para la perforabilidad de la roca incluyen:
Índice de penetración (DRI) Prueba de Moh’s Índice de Protodyakonow
Índice de penetración (Drilling Rate Index – DRI): El índice de penetración no es una indicación directa de la rata de perforación en el campo, sino una medida relativa. Puede también ser vista como parámetro de la resistencia máxima de la roca a ser perforada. Experimentalmente, el DRI se determina en base a dos parámetros:
La medida de friabilidad o valor S20 El valor J de Siewers (valor SJ)
La medida de la friabilidad (S20): Se obtiene en la prueba de la fragilidad, que es una medida de resistencia de la roca al fracturamiento debido a los repetidos impactos, en caída libre, de un mortero de acero sobre el material. El valor de SJ: Es obtenido por una prueba con taladros en miniatura sobre una muestra precortada de la roca. El valor de SJ es una medida de la profundidad obtenida por un barreno de 1/10 milímetro de diámetro, después de 200 revoluciones con el mini taladro. El índice de penetración obtenido también puede ser definido por la fórmula: DRI = f (log Rc, , C) K
donde:
Rc = Resistencia a la compresión simple = Angulo de rozamiento interno K = Constante de corrección Ing. Miguel A. Gil
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Para el caso de rocas duras o muy duras, esta relación ha quedado establecida por:
La medida teórica obtenida del índice de penetración, es una medida referencial, para ser utilizada en los cálculos de planificación de la perforación, cuando no se dispone de información histórica sobre operaciones previas en el área de estudio. Esta medida, generalmente, se expresa en cm/min. Prueba de Moh’s: La determinación de la dureza se efectúa por los dos métodos, de penetración o rebote. En el método de penetración, mediante una bola o cuña piramidal, se presiona en una superficie plana de la roca y la presión medida que corresponde a la fuerza que se aplica sobre la superficie penetrada nos indica la dureza. Según la técnica que se emplee se conocen las durezas Brinell, Vickers y Hardwell. Se han encontrado que para unas condiciones dadas de la cuña o bola y para una roca de grano normal, la presión es aproximadamente 10 veces la resistencia a la compresión. Para rocas porosas la relación desciende hasta 5 y en el caso de rocas duras y grano fino puede llegar hasta 20. En el método de rebote, se deja caer un martillo estándar desde una altura dada sobre la superficie y se mide la altura que toma el rebote. Esa lectura y el aparato llamad esclerómetro de Shore, ha sido comprobado en relación directa (hasta el cuarzo) con la escala de Moh’s. Índice de Protodyakonov: El índice más conocido y empleado en la mayoría de los países socialistas, es el de Protodyakonov, desarrollado en 1926 y que ha demostrado ser representativo, sobre todo, para las perforaciones a percusión. De acuerdo a este criterio, el índice representativo de la perforabilidad de la roca o f (índice de Protodyakonov) está relacionado con la resistencia a la compresión simple y con el módulo de elasticidad por la siguiente ecuación:
donde:
c = Resistencia a la compresión simple de la roca en kg/cm2 E = Módulo de elasticidad en kg/cm2
Este índice varía de 20 a 0,3, correspondiendo los valores más altos para aquellas rocas más difíciles de perforar. La fórmula de Protodyakonov ha sido modificada, relacionando el coeficiente f con la energía específica en compresión uniaxial y la resistencia de la compresión c y a la dureza Shore por la fórmula:
Estabilidad La voladura cambia el balance de la roca cercana a ella, originando diaclasas, fisuras, grietas, áreas colapsadas, etc., lo cual genera serios problemas en las operaciones de perforación, cuando esas áreas son escogidas para la ejecución de la próxima voladura. Estos problemas van desde la dificultad para la apertura de un hueco, que puede traducirse en derrumbe de las paredes, entrabamiento de la sarta de perforación, etc., hasta la seguridad del equipo de perforación, por la inestabilidad que pueda existir en el banco, al ubicarse para ejecutar las operaciones. En todo proceso de perforación es esencial que el barreno permanezca limpio hasta que el mismo haya sido utilizado para la carga de explosivos. El detritus de perforación ejerce un efecto de sellado y estabilización de las paredes del barreno, efecto que aumenta cuando se utiliza espumas Ing. Miguel A. Gil
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aglomerantes en el aire de barrido. En algunos barrenos se da la circunstancia que el terreno está muy fracturado o descompuesto, lo que hace necesario entubar el hueco a medida que se realiza la perforación. La superficie del banco adyacente a la voladura, después de efectuada ésta, muestra el estado de la roca. Si la roca fue volada con un buen criterio, considerando la estabilidad el banco remanente, que garantice la seguridad de no ser dañados por derrumbes los equipos de excavación y carga y buscando la conservación de la homogeneidad y solidez de la roca para las operaciones de perforación posteriores, la ejecución óptima de las operaciones subsiguientes está garantizada.
Diseño de la voladura En las labores de perforación, revisten gran importancia ciertos factores que, en gran medida, están definidos por los responsables de la operación, en función de los resultados esperados de la voladura, como son:
Diámetro de la perforación En la perforación de huecos de voladura, la selección del diámetro dependerá en gran medida del volumen de producción programado – mientras mayor es el volumen de producción, mayor debería ser el diámetro-, con el fin de minimizar los costos de la operación al disminuir la cantidad de huecos por voladura o por volumen de roca volada. La selección del diámetro de perforación, además, está influenciada por varios factores:
Tipo de explosivos a utilizar Grado de fragmentación requerida Necesidad de disminuir el efecto de la voladura en el contorno rocoso Regulación de las vibraciones en el terreno Regulación de la intensidad de las ondas de choque aéreas Disponibilidad de equipos de perforación, carga y acarreo
Ciertas reglas empíricas son utilizadas como guía en la selección del diámetro de perforación, tales como la relación entre este y la altura del y la relación entre éste y el tamaño de los equipos de excavación empleados. Para trabajos de cierta extensión, el diámetro de perforación puede venir dado por el tamaño del equipo a utilizar. En perforaciones subterráneas, el espacio disponible es una limitante que puede reducir el tamaño de los equipos. El equilibrio en los costos de perforación y de la voladura, depende de la habilidad del planificador de la operación, de establecer un balance entre la definición de las necesidades a satisfacer y los recursos a emplear. Por ejemplo, en la búsqueda de una mejor fragmentación o la disminución de los efectos indeseables por vibraciones u ondas de choque aéreas, implicaría la disminución de los diámetros de perforación, lo cual se traduce en un incremento de la cantidad de huecos a perforar por unidad de roca volada y por consiguiente un incremento de los costos por el aumento de los metros a perforar, reflejado por un mayor tiempo Ing. Miguel A. Gil
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de utilización del equipo (desgaste + costos de personal) y el incremento en el consumo de aceros de perforación y consumibles de la operación. La fragmentación de la roca tiende a incrementarse en la medida que la relación entre la longitud del hueco (H) y el diámetro de perforación (d) está por debajo de H/d = 60.
Altura del banco La altura de banco está relacionada directamente con la planificación global de las operaciones mineras, ésta está en relación directa con los equipos de excavación seleccionados en función de los volúmenes de producción planeados. En lo que a las labores de perforación concierne, la altura de banco, define el diámetro de la perforación, el tamaño de los equipos a utilizar y la escogencia del tipo y longitud de las barras, así como la necesidad o no de la utilización de accesorios guía. Generalmente se considera que bajos bancos implican el uso de pequeños huecos, mientras que diámetros grandes deben ser utilizados en bancos altos. En condiciones normales, la altura de los bancos de voladura de producción debe estar por debajo de los 15 metros para que las labores de perforación sean realizadas de manera óptima. Alturas mayores implican un aumento de las dificultades operativas y en los errores de desviación y alineación.
Profundidad del hueco La profundidad del hueco tiene gran influencia en la selección de los equipos de perforación, considerándose, especialmente, si las operaciones de voladura implican un incremento progresivo de la profundidad de los mismos. La utilización de equipos de gran potencia en combinación con barras de perforación altamente resistentes puede requerirse para obtener los resultados deseados. En las labores de perforación en espacios reducidos sólo pueden utilizarse barras de perforación de pequeña longitud, lo que significa que el equipo extensible ha de utilizarse incluso para trabajos poco profundos. Igualmente cuando tenga que realizarse voladuras de barrenos horizontales o verticales y por la razón de que la profundidad del barreno es, siempre, ligeramente superior al avance logrado o la altura del banco
Inclinación de la perforación La utilización de huecos inclinados viene a ser la respuesta a minimizar los efectos de rotura excesiva en la roca adyacente a la voladura, presentando algunas ventajas sobre la perforación vertical:
Disminución de la cantidad de huecos por voladura Mejora la geometría y facilita el posicionamiento del material volado Mejora la estabilidad el banco Disminuye los riesgos de rotura atrás y generación de repiés. Ing. Miguel A. Gil
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La perforación inclinada proporciona un mayor efecto de la onda de choque en la parte más crítica del hueco, donde se requiere los mayores esfuerzos de rotura debido al confinamiento y la dificultad de salida, como lo es el pie del banco. Por otro lado, la perforación inclinada presenta las siguientes desventajas:
Incremento en los errores de alineación Incremento en la posibilidad de desviación necesidad de una estrecha supervisión aumento del desgaste por fricción de las herramientas de perforación
Es más difícil lograr exactitud en la perforación inclinada, especialmente en huecos perforados en bancos muy altos, debido a que los errores se incrementan en la medida que se incrementa el ángulo de perforación, por lo que es necesario una estrecha supervisión de las labores de perforación para lograr evitar los errores que puedan cometerse en la alineación de los huecos. Por otro lado, se debe considerar a la hora de seleccionar los aceros de perforación, que la perforación de huecos inclinados incrementa el efecto del roce en las barras y los laterales de la broca con las paredes del hueco, siendo más severo en las rocas con alto contenido de elementos abrasivos como los óxidos de aluminio y sílice.
Calidad de la perforación Otro de los factores importantes a controlar durante la perforación y que influye decisivamente sobre el resultado de la voladura posterior, es sin duda, la calidad de la perforación. La calidad de la perforación está afectada por los siguientes factores principales:
Propiedades estructurales de la roca Método y equipo de perforación utilizado Resistencia, rigidez y tipo de aceros de perforación utilizados Operación del equipo
Los huecos de voladura deben ser perforados tan rectos como sea posible en la búsqueda de lograr la distribución óptima del explosivo, de modo de proporcionar el efecto de voladura precalculado, evitando la necesidad de efectuar voladuras secundarias y mantener los costos operativos lo más bajo posibles. La ejecución correcta del patrón previsto exige que esté debidamente marcado sobre el terreno la ubicación exacta de cada perforación y la habilidad y práctica del operador en ubicar la perforadora en la posición correcta para que la broca coincida con el lugar previamente señalado, para mantener una alineación correcta de todos los huecos que conforman el patrón diseñado para la voladura. Durante las labores de perforación se pueden identificar los principales errores la afectan de manera determinante, como son: Errores de dirección Errores en el emboquillamiento Otro tipo de error que se presenta viene a ser la desviación típica del barreno. La desviación tiende a incrementarse en la medida que se incrementa la profundidad del hueco, teniendo como consecuencia la demanda del incremento en los metros perforados, en compensación a esta diferencia. En las perforaciones horizontales e inclinadas, el peso de la sarta de perforación influye de manera significativa en la desviación de los barrenos. El tipo de equipo utilizado y el paso de formaciones de distinto grado de dureza y su inclinación respecto al eje del barreno, suelen ser otra causa importante de desviación. No siempre las causas de desviaciones en la perforación son debidas, directamente, a los operadores, aunque en general suelen ser las más importantes. Existen muchas otras causas de Ing. Miguel A. Gil
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desviación, por ejemplo, las directamente relacionadas con el desgaste del sistema de perforación, o de la propia perforadora en sí. La meticulosidad en el emboquillamiento del hueco, la precisión y alineamiento de los mismos, la optima adaptación del diámetro de las barras de perforación con la broca y el uso, cuando la profundidad del hueco lo requiere, de dispositivos de guía, son factores esenciales para reducir los errores de alineación y las desviaciones en la perforación. Cuando se habla de errores de alineación y dirección, hay que revisar el manejo de la torre de perforación o mástil. Hay que distinguir cuando se produce un movimiento lateral de este, que daría lugar a un desplazamiento del hueco, afectando el espaciamiento programado, mientras que los movimientos de adelantar o retrasar proporcionarían el desplazamiento del hueco a lo largo de la línea de menor resistencia, afectándola. La desviación máxima se produciría hacia el fondo del barreno y estaría relacionada directamente con el ángulo de inclinación de la torre, por lo que es imprescindible medir con precisión la verticalidad o inclinación establecida con instrumentos diseñados para tal efecto, como los inclinómetros o la utilización de niveles de burbuja y/o plomadas. Respecto a los errores de emboquillamiento, se debe intentar colocar el equipo lo mas a nivel que se pueda y anclar la uña del extremo inferior de la torre en el terreno y revisar que la guía esté bien ajustada, para evitar el movimiento lateral de la sarta. En el caso de la perforación subterránea, se debe intentar disponer de plataformas de trabajo lo mas horizontal posible. De esta manera el error de emboquillamiento tiende a ser mínimo. Es importante estar consciente que la situación más desfavorable se presenta cuando estos errores convergen hacia un retiro más reducido que el calculado.
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Variables de operación En este punto, haremos una revisión general de los factores operativos que afectan el desarrollo de las labores de perforación, considerando que un análisis exhaustivo de estos factores se realizará por separado, de acuerdo a cada uno de los métodos de perforación que desarrollaremos en los capítulos subsiguientes. Los factores que dependen del sistema de operación, reciben el nombre de variables de operación y son controlables dentro de ciertos límites. Estos se utilizan para las labores de perforación y el conocimiento de las características de cada uno de ellos depende el éxito de las operaciones.
Perforadora La perforadora genera fuerzas que son transmitidas a través de las barras de perforación hasta la broca y de allí a la superficie de la roca. La fuerza aplicada es obtenida por la acción percutiva de un martillo, el empuje, la rotación del varillaje o una combinación de ambos. De acuerdo al tipo de aplicación de la fuerza, las perforadoras pueden clasificarse en rotopercutivas y de rotación. Estas perforadoras básicamente transforman la energía suministrada por diferentes medios (electricidad, neumática, hidráulica o de motores de combustión) en fuerza de trabajo para lograr la penetración de la roca con las herramientas diseñadas para tal fin.
Empuje Con este término se suele indicar la presión que el equipo de perforación, en la fase de trabajo está transmitiendo sobre la broca y es el que permite penetrar la roca y avanzar en la perforación a medida que se fractura la roca y se evacuan el detritus. El empuje tiene dos componentes, el empuje activo ejercido por el denominado mecanismo de avance de la propia perforadora, y que puede variarse dentro de márgenes y limitaciones de la propia máquina, y la carga estática correspondiente al peso de las barras sobre la broca. El empuje varía de acuerdo con la naturaleza de la roca a perforar, equipo a utilizar y varillaje. Es esencial que el equipo se encuentre enclavado firmemente, con el objeto que el avance de la perforación esté asegurado y que la fuerza de empuje sea lo suficiente para lograr ese contacto permanente.
Movimiento de rotación El movimiento de rotación es la medida en revoluciones por minuto, que en fase de trabajo, transmite la perforadora a la broca y constituye otro de los factores de gran importancia que influyen sobre los rendimientos de la perforación. En general puede decirse que la velocidad de penetración en la roca es proporcional a la rotación y el empuje. Para un cierto empuje constante, al aumentar la velocidad de rotación, se obtiene una penetración más rápida, siempre que el tamaño de las partículas arrancadas en cada revolución Ing. Miguel A. Gil
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de la herramienta pueda mantenerse dentro de la misma dimensión. Este factor debe estudiarse para cada caso concreto, de acuerdo al tipo de roca, barras y brocas utilizadas y características del equipo.
Fluido de circulación Para que la perforación resulte eficaz, es esencial que el fondo del barreno se mantenga constantemente limpio y que el detritus de perforación sea evacuado de manera permanente, porque de lo contrario, gran parte de la energía necesaria para avanzar en la perforación, se pierde en el remolido del mismo, traduciéndose en desgaste y pérdida de rendimiento de la máquina. La limpieza del hueco se consigue con un medio de barrido que llega hasta el fondo del barreno de manera forzada, a través de un conducto central a lo largo de la barra y a través de toberas o “narices” de la broca. El detritus (partículas de roca mezcladas con el fluido de circulación) se evacua del hueco ascendiendo por el espacio que formado entre las paredes del barreno y la barra de perforación. Los fluidos de perforación o elementos de barrido utilizados comúnmente en las labores de perforación son: Barrido por agua: Se utiliza en perforaciones subterráneas, es una mezcla de aire comprimido con agua inyectado en el hueco, el polvo de la perforación se elimina al mezclarse con el líquido. Barrido por aire: Se utiliza en perforaciones a cielo abierto donde, generalmente, el polvo puede ser eliminado con captadores. Por el tipo de la perforación (vertical) y la profundidad de los huecos, se requiere que la partícula esté seca para facilitar su desalojo desde abajo hacia arriba. Barrido con espuma: Se utiliza en perforaciones de superficie y como complemento del aire comprimido, ya que este tipo de método facilita el desalojo de detritus muy pesado. La espuma provee, además, efectos de sellado en las paredes del hueco. Barrido con lodo: Se utiliza en la perforación de formaciones no consolidadas. El lodo (mezcla de agua y arcilla) se utiliza para estabilizar las paredes del barreno, así como para desalojar el detritus de perforación. Es un método muy común en la perforación de huecos de gran profundidad. Para que el barrido sea eficaz, el caudal de aire debe fluir a una velocidad adecuada, por consiguiente debe existir un equilibrio entre dicho caudal y el espacio entre las paredes del hueco y la tubería de perforación. Una velocidad inferior a la necesaria, permitirá que los fragmentos mayores queden depositados en el fondo del barreno, obligando a la broca a una remolienda de los mismos con el consiguiente desgaste y pérdida de rendimiento. Si por el contrario, la velocidad es excesiva, se pueden desprender materiales de las paredes del hueco, produciendo derrumbe de las paredes en las formaciones blandas o medias, que dejarían una mala terminación del barreno. Así mismo, todo el sistema de varillaje, sufrirá un efecto de desgaste pro abrasión, similar al efecto de chorro de arena o sand blasting.
Barras de transmisión Las barras de perforación se encargan de transmitir la fuerza de empuje que mantiene la broca en permanente contacto con la roca y el movimiento de rotación de la sarta de perforación, y en el caso de la perforación con martillo en cabeza, de la fuerza de golpeteo, suministrado por el pistón del martillo. Además de lo descrito, por intermedio de las barras de perforación se suministra, dentro del hueco, el elemento de barrido o fluido de circulación que mantiene a la perforación libre de detritus. Ing. Miguel A. Gil
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El conjunto de barras de perforación y los acoples entre ellas, en el caso de la utilización de varias barras por efecto de la profundidad del hueco es conocido como varillaje. Al sumar la broca y los dispositivos para alineación, en caso de ser utilizados, toma la denominación de sarta de perforación. Cada método de perforación tiene un diseño particular de barras de transmisión, las cuales serán ampliamente descritas en los capítulos correspondientes.
Brocas La broca es la herramienta responsable del fracturamiento de la roca, debido a que en ella se concentran todos los esfuerzos generados por la perforadora y son transmitidos directamente a la roca. Generalmente está constituida por una estructura de acero, revestida en su cara exterior por insertos de carburo de tungsteno que la protege del roce y la abrasión de la roca que atraviesa, en su parte interna posee conductos por el que circula el fluido de circulación que es inyectado dentro del hueco para el barrido del detritus. Cada método de perforación posee un diseño particular de broca, de manera de aprovechar al máximo las variables operativas de cada uno de ellos. La permanente atención al uso de esta herramienta y su mantenimiento constante garantiza la eficacia de la operación y, por otro lado, el mantenimiento del diámetro del hueco sin variaciones significativas que puedan causar dificultades al momento de realizar la carga de la voladura. La reducción del diámetro de la broca por efecto del desgaste y la no restitución del mismo por las labores de mantenimiento de la herramienta o su sustitución a tiempo, trae como consecuencia una reducción del diámetro de perforación, generando desviaciones en la capacidad de carga de los huecos y un aumento del roce del varillaje, disminuyendo su vida útil aceleradamente.
Características del entorno Estos factores afectan de manera indirecta a las labores de perforación, orientándose hacia el establecimiento de criterios que inciden directamente en las decisiones sobre el diseño de los equipos y la salvaguarda de la calidad del ambiente de trabajo del personal que labora directamente con los equipos.
Condiciones del terreno Este factor condiciona la selección del tipo de equipo a utilizar, debido a que de acuerdo a la naturaleza del trabajo de perforación, se requiere de equipos diseñados para realizar eficientemente el trabajo. En las labores de desarrollo de minas, generalmente se trabaja en terrenos que han sido poco tratados o conformados; normalmente se trabaja en laderas de montañas, terrenos irregulares, abruptos, etc., que requiere de equipos con un diseño particular. Labores de desarrollo: Entendiendo las labores de desarrollo, como aquellos trabajos de preparación de las áreas de explotación minera, retiro del estéril que cubre el material a explotar, mejoramiento de taludes, nivelación de pisos etc., generalmente las voladuras que se planean tienen características totalmente distintas a las que se emplean para labores de producción, como por ejemplo:
Indisponibilidad de caras libres para la salida de los disparos Irregularidad en la profundidad de los huecos Alta posibilidad de proyecciones de roca Dificultad para la nivelación y fijación de los equipos Áreas con terrenos escarpados o muy desnivelados
Estas características particulares originan la necesidad de utilizar equipos que cumplan con el propósito de un trabajo eficiente y rápido. Para esto se requiere la utilización de equipos livianos, independientes, de pequeño tamaño (en consonancia con el hecho que para este tipo de voladuras es recomendable la utilización de pequeños diámetros de perforación), de gran movilidad (de orugas, suspensión independiente), de gran potencia en los mecanismos de tracción y de gran estabilidad (bajo centro de gravedad). Generalmente los equipos que cumplen con este propósito son los de perforación a rotopercusión neumáticos o hidráulicos. Ing. Miguel A. Gil
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Voladuras de producción: En este caso, las exigencias son distintas debido a que para las labores de voladuras de producción, raramente existen condiciones como las descritas anteriormente. En general, las áreas preparadas para voladuras de producción tienen características tales como:
Pisos nivelados o de poca pendiente Acceso por rampas o vías a las diferentes áreas a perforar Superficie conformada, con pocas irregularidades Áreas tan extensas como los volúmenes de producción lo exigen Diámetros de perforación grandes
Estas circunstancias implican que los equipos que se utilizan en las labores de producción son, por lo general, de gran tamaño y peso, baja maniobrabilidad, montados sobre cauchos u orugas planas, con elementos niveladores de la estructura, etc. En las labores de perforación de minas o canteras donde los volúmenes de producción no son muy altos y no se justifica la utilización de equipos distintos en las diferentes etapas de las operaciones mineras, en general, los mismos que se emplean en las labores de desarrollo y construcción de rampas o vías, son los utilizados en las voladuras de producción.
Condiciones climatológicas Otro factor a considerar son los efectos del clima sobre las labores de perforación, entre los cuales se destacan:
Pluviosidad de la zona Temperatura promedio anual Humedad Velocidad y dirección del viento Presencia de tormentas eléctricas Condiciones atmosféricas de nubosidad o cielos despejados, etc.
Estas condiciones afectan directamente a los operadores de los equipos, lo cual establece la necesidad de acondicionar a los mismos para mantener un clima de trabajo razonablemente bueno para mantener una alta productividad en las labores. Como ejemplo podemos citar el hecho de condicionar cabinas con ambiente artificial (calefacción o aire acondicionado) de acuerdo al lugar donde se opera (presencia de mucho calor o muy bajas temperaturas), colocación de techos para resguardo del operador en temporadas de lluvia o días intensamente soleados, cabinas presurizadas con aislamiento cuando se requiera aislar del efecto del ruido o el polvo al operador, etc. La presencia de tormentas eléctricas representa un factor de riesgo debido a que la torre de los equipos de perforación puede actuar como pararrayos en algunas circunstancias, por lo que se requiere, cuando se labora en áreas de alto riesgo de este tipo, la instalación de pequeñas estructuras en lugares cercanos al sitio de las labores, de mayor altura que las torres de los equipos, de manera que sirvan de pararrayos y evitar la posibilidad de descargas eléctricas sobre los equipos en operación.
Restricciones ambientales Las restricciones ambientales están referidas, básicamente, a las regulaciones, normas o directivas emanadas de los distintos entes gubernamentales (Alcaldías, ministerios, Gobernaciones, Guardia Nacional, etc.), aplicadas a las labores mineras en la región donde se realizan. En general, las restricciones que puedan existir en lo que respecta a las operaciones de perforación y voladuras, están relacionadas con los efectos que estas operaciones puedan ocasionar en las comunidades cercanas. Por lo que se orientan hacia las emisiones de ruido, polvo Ing. Miguel A. Gil
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o vibraciones que puedan afectar al libre desenvolvimiento de las actividades de estos centros poblados o el resguardo de la integridad física de las instalaciones cercanas. Las restricciones legales pueden constituir un elemento importante a considerar en el momento de la selección de equipos, así como la adquisición de accesorios para minimizar los efectos al ambiente de las operaciones de perforación, tales como captadores de polvo, supresores de ruido, utilización de equipos “silenciosos” (martillos en cabeza hidráulicos, martillo de fondo, etc.).
Factores de servicio Montaje y tamaño de la máquina Este factor depende directamente del diámetro de perforación a utilizar en las operaciones y el tipo de minería (subterránea o de superficie). En la minería de superficie el tamaño de la máquina no representa ningún problema, debido a que no existe ningún tipo de limitación, más aún, en la medida que se incrementan los volúmenes de producción y se busca la reducción de costos en estas operaciones, la tendencia es ir hacia equipos de gran tamaño. En el caso de minería subterránea, el tamaño de los equipos de perforación está directamente relacionado con las dimensiones del área de operaciones, dejando la holgura necesaria para el movimiento del personal que labora en estas actividades.
Energía disponible La selección del equipo a utilizar en las labores de perforación, debe estar en función del tipo de energía disponible y el análisis de costo que implica la comparación de los mismos. Se puede citar, como ejemplo, el caso en que las labores de minería tengan un suministro de energía eléctrica en las áreas de operaciones, se tiene la opción de utilizar equipos que funcionen con el uso de este recurso, lo que sería imposible en áreas alejadas y sin esta facilidad.
Supervisión Las labores de perforación necesitan de una estrecha supervisión, debido a que el conocimiento de todos los pormenores presentados durante la perforación de los huecos será de vital importancia para el diseño de las carga de explosivos, con el fin de garantizar el éxito de las voladuras, además de tener un criterio bien fundamentado a la hora de tomar las decisiones pertinentes en caso de presentarse situaciones anómalas durante la labor. Por otro lado, el supervisor debe garantizar que la perforación se realice de acuerdo al diseño planeado, cuidando que los huecos se perforen en los sitios marcados, manteniendo una correcta alineación y que se mantenga la direccionalidad de la perforación. Es, por lo tanto, estrictamente necesario que el supervisor esté debidamente entrenado y tenga un amplio conocimiento sobre el trabajo que realiza y las implicaciones del mismo en las operaciones de voladuras. Es por esto que, generalmente, el supervisor encargado de las operaciones de perforación es el mismo que supervisa las labores de voladura.
Entrenamiento del personal Este es un factor clave para la eficacia del trabajo de perforación. El personal directamente involucrado en las operaciones debe conocer perfectamente todo lo inherente a la labor que realiza y, más aun, las implicaciones que la ejecución de su trabajo tiene en las operaciones posteriores a la perforación. Es imprescindible que tenga un amplio conocimiento sobre la operación de la perforación, características y capacidades de los equipos que opera, características de las diferentes herramientas en función del tipo de roca que perfora, conocimientos suficientes sobre mantenimiento y funcionamiento de los equipos, fallas frecuentes, acciones a tomar cuando se presentan desviaciones del comportamiento normal del trabajo, etc.. Ing. Miguel A. Gil
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El entrenamiento de este personal es una responsabilidad directa del supervisor, el cual debe mantener un seguimiento y control de las labores que se realizan, de manera de impartir los conocimientos necesarios a su personal y efectuar, sobre la marcha, el reentrenamiento o enseñanza necesaria para el óptimo desarrollo de las actividades. Debe ser política de la empresa darle una atención continua a la preparación del personal y su profesionalización en las actividades que realizan, porque es la única manera de garantizar el desarrollo de las actividades de manera segura y confiable. No hay que olvidar que el verdadero motor de un desarrollo eficaz de las operaciones es el personal. Las máquinas, aún de la mejor calidad, automatismo y confiabilidad son operadas por hombres, que, en la medida de estar identificados con su trabajo y poseer los mejores conocimientos para una labor eficaz, garantiza el éxito de cualquier negocio.
Organización del trabajo La búsqueda de la optimización en las operaciones es una constante en las labores de loa supervisión, por lo que es necesario mantener un control efectivo sobre las diferentes actividades que se realizan. Este control efectivo es posible en la medida que haya una correcta planificación del trabajo y el establecimiento de una secuencia lógica de las diferentes actividades a realizar, de manera de minimizar las pérdidas de tiempo y darle un uso adecuado a los recursos. La organización del trabajo requiere de una visualización de las diferentes actividades a realizar, la contabilización de los recursos que se poseen y el análisis de los necesarios, de manera de garantizar la existencia de los mismos en el momento que se requieran; la distribución del personal y equipos en función de las prioridades, alternativas en caso de desviaciones al desarrollo de las actividades planeadas, etc. Una eficaz planificación de las operaciones y organización de las labores garantiza la ejecución óptima de las mismas, el mejor uso de los recursos y un mejor control de los costos.
Mantenimiento y conservación del equipo El óptimo desenvolvimiento de las operaciones depende, en gran parte, de la confianza en la operatividad de los equipos. Es importante que exista una buena organización de mantenimiento especializada en este tipo de equipos en la empresa, o en caso contrario, la disponibilidad de un taller externo que preste un servicio de alto nivel de calidad. La confianza en la operatividad de los equipos se genera en función del porcentaje de disponibilidad de las máquinas, que está en relación directa con un buen programa de servicio y mantenimiento preventivo quipos, del cual el supervisor debe participar y cumplir estrictamente con las fechas del ingreso de los mismos al taller. El estricto cumplimiento de programas de mantenimiento preventivo minimiza las pérdidas de tiempo por concepto de accidentabilidad del equipo en el campo, con todas las consecuencias que este tipo de interrupciones acarrea durante las operaciones, trayendo como beneficio, un mejor control de los costos y un mayor margen de operatividad
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CAPITULO 19: APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE PERFORACIÓN Como el primer proceso involucrado en la mayoría de las operaciones de minería, construcción y canteras, el principio de la perforación es el de obtener huecos para voladuras de alta calidad, perforados rápidamente y en el lugar planeado, facilitando optima y económicamente la carga de explosivos dentro de ellos. Desde un punto de vista general, vamos a exponer brevemente los métodos más comunes utilizados en los trabajos de excavación de obras públicas y minería, sin entrar en una descripción detallada de cada uno de los sistemas. Tradicionalmente, la perforación ha sido desarrollada por dos métodos diferentes: Perforación Rotopercutiva y Perforación por Rotación Estos métodos tienen aplicaciones específicas en las diferentes operaciones de excavación, dependiendo de las características de cada uno de ellos. El volumen de roca a excavar y el esquema de operaciones usualmente determina el diámetro del hueco y el tamaño de los equipos a ser utilizados. Atendiendo a la resistencia a la compresión de las rocas y al diámetro de perforación, se pueden delimitar los campos de aplicación de los diferentes métodos. Por otro lado, según el tipo de trabajo que se realice en minería u obra pública de superficie los equipos que más se utilizan y diámetros más comunes para las voladuras en banco se recogen en la figura siguiente:
MÉTODOS Perforación rotopercutiva Son los más utilizados en casi todos los tipos de roca, tanto si el martillo se sitúa en cabeza como en el fondo del barreno. Es una forma híbrida de perforación, combina separadamente la percusión con la rotación. La superposición de los sistemas de percusión y rotación implica la aplicación de grandes fuerzas de impacto con el efecto de corte de la rotación. Puede ser dividida en dos tipos:
Perforadoras con martillo en cabeza Ing. Miguel A. Gil
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Perforadoras con martillo de fondo
Perforación de martillo en cabeza: La perforación con martillo en cabeza es utilizada, normalmente, en cualquier tipo de formación y tiene limitaciones en el diámetro de perforación por dos factores que inciden directamente sobre ella: Alto consumo de aire comprimido: En la medida que se incrementa el diámetro de perforación, se incrementa el consumo de aire. Para pasar de un diámetro de 4 ½” a 6”, la exigencia de aire comprimido que mueva el mecanismo de impacto del martillo lo haría antieconómico. Consumo excesivo de las herramientas de perforación: El extraordinario impulso de las percusiones transmitidas desde el pistón del martillo, incrementadas significativamente en la medida que se incrementa el diámetro de la broca, a través de las barras de transmisión hasta la broca, afectarían cada vez más a un autoconsumo de los distintos elementos de desgaste: barras, manguitos, culatas y brocas. Estos dos factores imponen una limitación en diámetros desde 22 mm hasta 127 mm (7/8” hasta 5”).
Perforación con martillo de fondo (DTH): El martillo de fondo o DTH (Down The Hole) y su mecanismo de impacto operan en el fondo del hueco (de allí su nombre). El pistón golpea directamente sobre la broca y no hay pérdida de energía por la transmisión de la misma. Los tubos de perforación llevan el aire comprimido hasta el mecanismo de impacto y transmiten el movimiento de rotación y el empuje necesario para mantener la broca en contacto permanente con la roca del fondo del hueco. El aire suministrado sirve, además, para soplar el fondo del hueco y desalojarlo de detritus generado. La penetración con martillo de fondo, teóricamente, es independiente de la profundidad del hueco, pero directamente proporcional a su diámetro, debido a que el diámetro del pistón del martillo debe ser menor que el diámetro del hueco. A medida que aumenta el diámetro de la perforación, aumenta la velocidad de penetración, ya que la relación entre el diámetro del pistón y la broca aumenta. Esta es una razón por la que para diámetros de perforación mayores a 4” los martillos de fondo se imponen a los martillos de perforación en cabeza. Ing. Miguel A. Gil
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El empleo de altas presiones permite compensar en cierto modo las dificultades de alcanzar velocidades de perforación altas, aunque esto lleva consigo un mayor consumo de piezas de repuesto. Al incrementar la presión de aire, el mecanismo de impacto del martillo producirá más energía y por consiguiente aumento en la rata de penetración. Los martillos DTH han sido diseñados para operar con presiones por encima de 20 bar (290 psi) o mayores. Los huecos perforados con martillos de fondo, son generalmente derechos con un mínimo de desviaciones. Un martillo de fondo trabaja mejor en roca fracturada que un martillo en cabeza debido a que tienen menores probabilidades de atascamiento cuando se aflojan y derrumban las paredes del hueco. El trabajo con tuberías permite un mejor mantenimiento de las paredes del hueco y como los equipos con martillo de fondo vienen con motores de rotación potentes, se suelen paliar los posibles problemas de atascos, con mejor suerte que trabajando con martillo en cabeza. El consumo de aire en este tipo de perforación es menor que con martillo en cabezas, debido, principalmente, que en este sistema el mismo es aprovechado en su casi totalidad, además de que el aire que se emplea para el funcionamiento del martillo, es el mismo que se utiliza para la limpieza del hueco. Las indicaciones más típicas de este sistema se refieren a rocas de tipo medio a duras y diámetros entre 4” y 8” (105 mm a 200 mm).
Perforación rotativa con triconos En la perforación por rotación, la geometría de la broca tricónica presenta un híbrido de acción de corte combinando la acción de la perforación por percusión con la perforación por rotación. Al accionar la herramienta, los dientes contenidos en cada cono, alternadamente, hacen contacto con la roca, combinando el golpeteo de los dientes con el efecto de raspado dado por el movimiento de rotación. El agrietamiento y fracturamiento de la roca ocurren de manera similar a los dos tipos de mecánica de penetración de la roca. La perforación a rotación con el empleo de brocas tricónicas, fue diseñada para su utilización en la perforación petrolera, pero actualmente está siendo empleada con gran éxito en la perforación de huecos en grandes operaciones mineras y en muy duras formaciones rocosas. Es utilizado para la perforación de rocas con un esfuerzo a la compresión por encima de 5.000 bar (72.500 psi). La energía de empuje es transmitida por las barras de perforación junto con el movimiento de rotación, proporcionando a la broca el torque suficiente para que penetre en la roca. Este método de perforación utiliza una alta presión de empuje y una baja rotación. La relación entre estos dos parámetros varía según el tipo de roca: roca blanda, baja presión de empuje y alta rotación y viceversa. La relación entre el empuje y la rotación determina la eficiencia de la perforación. Las pérdidas de energía en las barras de transmisión o en la broca son despreciables. La rata de penetración es independiente de la profundidad del hueco. Ing. Miguel A. Gil
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La perforación a rotación por triconos es el método predominante en grandes minas a cielo abierto que usan huecos para voladuras hasta 440 mm (aprox. 17”). Para diámetros de perforación entre 6 ½” a 9”, los métodos de perforación con martillo de fondo y de rotación pueden estar en competencia y requieren de una selección muy cuidadosa.
CRITERIOS PARA LA SELECCIÓN DEL MÉTODO DE PERFORACIÓN La selección de una máquina de perforación es uno de los tipos de evaluación más críticos a ser realizado por el ingeniero responsable de las operaciones y en el que se requiere juicios de valor bien fundamentados, por el cuidadoso análisis de todas las variables que interviene en el proceso. Generalmente, el procedimiento sigue los siguientes pasos: 1. Determinar y especificar las condiciones en las que va a ser utilizada la máquina (lugar, clima, tipo de labor, personal, etc.) 2. Establecer los objetivos para la fase de operaciones, de acuerdo a los factores condicionantes (tamaño de la excavadora, trituradora, cuota de producción, geometría de la mina, etc.) 3. Basándose en los requerimientos de las voladuras, diseñar el patrón de voladuras (diámetro y profundidad del hueco, inclinación, retiro, espaciamiento, etc.) 4. Determinar los factores de perforabilidad y seleccionar los métodos que considere más factibles de ser utilizados 5. Especificar las variables de operación que influyen en los costos para cada sistema en consideración, teniendo en cuenta el taladro, la sarta de perforación, broca, caudal del fluido de circulación, empuje, par, velocidad de rotación 6. Estimar los parámetros de rendimiento, velocidades de perforación, energía específica, consumo, amortizaciones, personal, etc. llegando, si es posible, a la obtención del costo por tonelada o metro cúbico. 7. Seleccionar el sistema que satisfaga mejor todos los requerimientos al menor costo.
Equipos de perforación para trabajos a cielo abierto En minería, normalmente se pasan entre 5 y 10 años desde la fecha del descubrimiento de un yacimiento hasta que el proyecto esté en plena producción. Para este período de desarrollo y para el posterior de producción, se requiere una amplia gama de equipos. La elección correcta del método y equipamiento tiene una importancia vital en el buen éxito de las operaciones. Las aplicaciones para los equipos de perforación en una explotación a cielo abierto son: -
Perforación de exploración Construcción de accesos Preparación de los bancos Perforación de los bancos de mena Perforación de los bancos de estéril Perforación de recuperación (en caso de carbón o menas muy blandas) Perforación para voladuras de contorno (generalmente en obras civiles) Perforación para fijación de elementos de anclaje (protección de taludes)
Tales aplicaciones requieren de diferentes técnicas de perforación, la extensión y naturaleza del trabajo deciden el tipo de los distintos equipos. Otros criterios que intervienen en la selección de los equipos de perforación son: económicos, de diseño mecánico, mantenimiento y servicio, capacidad operativa, adaptabilidad a los equipos de las explotaciones y a las condiciones del área de trabajo, (accesibilidad, tipo de roca, fuentes de energía, etc.). Atendiendo a la Resistencia a Compresión de las rocas y al diámetro de perforación, igualmente se pueden delimitar los campos de aplicación de los diferentes métodos. Ing. Miguel A. Gil
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Equipos de perforación en operaciones a cielo abierto Aplicación
Diámetro de perforación
Perforación de investigación
76 a 170 mm (3” a 6 ¾)
Construcción de accesos
Tipo de equipo -
Equipos de perforación rotativa Equipos de perforación helicoidal Equipos de perforación con recuperación de testigo
27 a 89 mm (1” a 3 ½”)
-
Equipos sobre orugas con martillo en cabeza
Preparación de bancos
38 a 102 mm (1 ½” a 3 ½”)
-
Equipos sobre orugas con martillo en cabeza Equipos de perforación con martillo de fondo
Perforación de bancos en estéril
76 a 440 mm (3” a 17 ½”)
-
Equipos sobre orugas con martillo en cabeza Equipos de perforación con martillo de fondo Equipos de perforación de rotación con broca de tricono
Perforación de producción
76 a 200 mm (3” a 8”)
Perforación de recuperación (carbón y/o menas blandas)
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400 a 1300 mm (16” a 51”)
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-
Equipos sobre orugas con martillo en cabeza Equipos de perforación con martillo de fondo Equipos de perforación de rotación con broca de tricono
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Barrena helicoidal para recuperación de carbón
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Equipos de perforación para trabajos subterráneos Los equipos de perforación pueden agruparse por categorías en: - Perforadoras manuales - Jumbos mecanizados - Equipos de producción Las perforadoras manuales se utilizan en pequeñas y grandes operaciones de minería por su versatilidad y poco peso, pudiéndose utilizar en cualquier propósito y transportables por el minero. Los jumbos se fabrican en muchos modelos, al objeto de ceñirse a las distintas necesidades que se presentan en la explotación minera. Existen maquinas que se desplazan sobre vías férreas y otros modelos incorporan orugas y cauchos. Los equipos de producción se diseñan para satisfacer los requerimientos específicos de cualquier método de explotación desarrollado. En la Figuras se reseñan los métodos de perforación que con mayor frecuencia se utilizan en las labores subterráneas, rendimiento y volumen de producción por metro perforado.
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CAPITULO 20: PERFORACIÓN POR ROTOPERCUSIÓN El martilleo sobre una barra agarrada con la mano fue el primer tipo de perforación de percusión Sin embargo, el avance de la perforación percutiva coincide, en el tiempo, con el desarrollo industrial del siglo XIX, en principio como una aplicación más del empleo de vapor como nueva fuente de energía. En 1838 Singer desarrolló una máquina de vapor que levantaba una barra de perforación y la dejaba caer por gravedad y V. V. Couch de la ciudad de Filadelfia en los Estados Unidos de América, patentó el primer taladro de percusión en 1849. Su máquina era un taladro de vapor que lanzaba la barra de perforación a la roca y la retraía por medio de una rueda de trinquete. Más tarde, J. W. Foule añadió la rotación automática de la barra. En 1871, Simón Ingersoll patentó una perforadora de roca montada sobre un trípode que permitía perforar huecos en cualquier ángulo, vertical a horizontal. A finales del siglo XIX los taladros de percusión utilizados eran taladros tipo pistón. El barreno era sólido y acoplado a una extensión del pistón. La limpieza del hueco se hacía por bombeo de aire por un tubo soplador, luego de retirar las barras de perforación, operación que se hacía de manera intermitente. El verdadero impulso de la aplicación de la percusión a la perforación de rocas y el empleo del aire comprimido como una fuente de energía cómoda y segura en minería, fue la apertura del túnel de Mount Cenis en los Alpes Suizos en 1860, en el que tras el empleo de la perforación manual, y por lo tanto un avance muy lento, se decidió probar con una perforadora neumática diseñada por el ingeniero jefe del proyecto Germain Sommelier. El precursor del taladro que se utiliza en nuestros días fue el taladro de pistón libre, que fue patentado por Sargent en 1888, y debido a que se utilizaba un barreno sólido, no se alcanzaba el éxito en la limpieza de los barrenos perforados hacia abajo. J. G. Leyner resolvió, en 1897, el problema de la limpieza del barreno al aplicar el principio de la utilización de la inyección de aire comprimido a través de los aceros de perforación al trabajo con huecos hacia abajo y horizontales. La clave consistió en pasar aire comprimido y agua a través de un barreno hueco para limpiar la perforación. Los trabajos de Leyner sobre válvulas y mecanismos de rotación aumentaron la frecuencia de golpes por minuto de las perforadoras de martillo, desde 300 o 400 a 1800 y más, haciendo posible las primeras máquinas de perforación más ligeras. El desarrollo de la perforación a percusión, en la época de la aparición de la dinamita, constituye la causa del impulso que sufre la minería, y las excavaciones en obras públicas, a finales del siglo pasado y que, en su mayoría, la aplicación fundamental fue hacia la minería subterránea desarrollándose, desde un principio, modelos especiales para su uso en operaciones de cielo abierto. El principio de perforación de estos equipos se basa en el impacto de una pieza de acero (pistón) que golpea a un útil que a su vez transmite la energía al fondo del barreno por medio de un elemento final (broca). Los equipos rotopercutivos se clasifican en dos grandes grupos, según donde se encuentre colocado el martillo:
Martillo en cabeza: En estas perforadoras dos de las acciones básicas, rotación y percusión, se producen fuera del barreno, transmitiéndose a través de una espiga y del varillaje hasta la broca de perforación. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico. Ing. Miguel A. Gil
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Martillo de fondo: La percusión se realiza directamente sobre la broca de perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. El accionamiento del pistón se lleva a cabo neumáticamente, mientras que la rotación puede ser neumática o hidráulica.
Las ventajas principales, que presenta la perforación rotopercutiva, son:
Aplicable a todos los tipos de roca, desde blandas a duras. La gama de diámetros de perforación es amplia. Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a diferentes trabajos y tienen una gran movilidad. Necesitan un solo hombre para su manejo y operación. Mantenimiento es fácil y rápido. Bajo precio de adquisición.
Los tipos de obras donde se utilizan son:
Obras públicas subterráneas; túneles, cavernas de centrales hidráulicas, depósitos de residuos, etc., y de superficie; carreteras, autopistas, excavaciones industriales, etc. Minas subterráneas y en explotaciones a cielo abierto de tamaño medio y pequeño.
ELEMENTOS BÁSICOS DE LA PERFORACIÓN A ROTOPERCUSIÓN La perforación a rotopercusión se basa en la combinación de los siguientes elementos:
Percusión: Los impactos producidos por el golpeteo del pistón originan unas ondas de choque que se transmiten a la broca a través del varillaje (en el martillo en cabeza) o directamente sobre ella (en el martillo en fondo). Rotación: Con este movimiento se hace girar la boca para que los impactos se produzcan sobre la roca en distintas posiciones. Empuje: Mantiene en contacto el útil de perforación con la roca ejerciendo una fuerza de empuje sobre la sarta de perforación. Barrido: El fluido de barrido permite extraer el detrito del fondo del barreno.
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El proceso de formación de las superficies nuevas con el que se consigue el avance en este sistema de perforación, se divide en las siguientes etapas: a) Aplastamiento de las rugosidades de la roca por contacto con la herramienta. b) Formación de grietas de tracción primarias que se radian hacia fuera por efecto de la gran concentración de esfuerzos en el punto de aplicación de la broca y formación de una cuña en forma de V. c) Pulverización de la roca de la cuña por aplastamiento. d) Propagación de grietas secundarias a lo largo de las trayectorias de cizalla y a partir de las grietas primarias, formando largos fragmentos de roca en las zonas adyacentes a la cuña. e) Rotura de los fragmentos de roca durante el rebote y extracción de los mismos mediante la acción del fluido de circulación, resultando la creación de un cráter Se forma una nueva superficie y la secuencia se repite con la misma frecuencia de impactos del pistón sobre el sistema de transmisión de energía hasta la broca. El rendimiento de este proceso aumenta proporcionalmente con el tamaño de las esquirlas de roca que se liberan.
Percusión La potencia de percusión de un martillo es creada por la energía de impacto y la frecuencia de impacto. La frecuencia de impactos de los martillos neumáticos varía entre 1600 y 3400 golpes por minuto, mientras que en un martillo hidráulico entre 2000 y 4000 golpes por minuto. La potencia de salida es directamente proporcional a la presión del aceite hidráulico o del aire comprimido aplicado al sistema de percusión del martillo. Éstos definen la energía de impacto y la frecuencia. Puesto que en la perforación a percusión la roca es fracturada por impactos individuales, la broca debe ser girada entre cada impacto. Esto determina la mínima cantidad de impactos por minuto (frecuencia), porque la broca no debe ser girada más que lo que la frecuencia de impactos determina, de lo contrario, la rotura de la roca será causada solamente por efecto de la rotación. Por otro lado, si la broca no es girada lo suficiente entre los golpes sucesivos, hay una excesiva remolienda del detritus. La energía cinética Ec del pistón es transmitida desde el martillo hasta la broca de perforación, a través del varillaje, en forma de onda de choque. El desplazamiento de esta onda se realiza a alta velocidad y su forma depende fundamentalmente del diseño del pistón. Cuando la onda de choque alcanza la broca, una parte de la energía se transforma en trabajo haciendo penetrar el útil y el resto se refleja y retrocede a través del varillaje. La eficiencia de esta transmisión es difícil de evaluar, pues depende de muchos factores tales como: el tipo de roca, la forma y dimensión del pistón, las características del varillaje, el diseño de la boca, etc. Además, hay que tener en cuenta que en los puntos de unión de las barras, por medio de manguitos, existen pérdidas de energía por reflexiones y rozamientos que se transforman en calor y desgastes en las roscas. En el martillo en cabeza, el pistón es acelerado a una cierta velocidad antes de golpear la culata o la barra de perforación. La barra se comprime una longitud equivalente a dos veces la longitud del pistón, produciéndose, al mismo tiempo un ensanchamiento de la misma. La onda de choque viaja a través de la barra a una velocidad, aproximada, de 5000 m/s. (la velocidad del sonido en el Ing. Miguel A. Gil
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acero). La forma de la onda de choque viene a su vez determinada por la forma y velocidad del impacto del pistón. Un nivel de carga elevado acorta la vida de las barras. Para transmitir una gran cantidad de energía y asegurar, al mismo tiempo, una larga duración del varillaje, es necesario que la onda de choque tenga una amplitud reducida, lo que es igual a un nivel de carga bajo y uniformemente distribuido. Si los huecos a perforar son profundos, surge la necesidad de unir diferentes barras con acopladores (manguitos). El movimiento de la onda de choque a través de las barras llega a los puntos de fricción entre la rosca de las barras y la de los manguitos de acoplamiento, originando desgastes en roscas y pérdidas de energía por generación de calor. En la primera unión, las pérdidas son del orden del 8 al 10%, pero disminuyen sucesivamente en las respectivas uniones En los martillos en fondo la energía del pistón se transmite directamente sobre la broca, por lo que el rendimiento es mayor. En estos sistemas de perforación la potencia de percusión es el parámetro que más influye en la velocidad de penetración. La energía liberada por golpe en un martillo puede estimarse a partir de cualquiera de las expresiones siguientes:
Donde: mp= Masa del pistón. Vp = Velocidad máxima del pistón. Pm= Presión del fluido de trabajo (aceite o aire) dentro del cilindro. Ap = Superficie de la cara del pistón. Lp = Carrera del pistón. En la mayoría de los martillos hidráulicos los fabricantes facilitan el valor de la energía de impacto, pero no sucede lo mismo para los martillos neumáticos. Especial cuidado debe tomarse en este caso al estimar Pm, ya que dentro del cilindro, ésta es de un 30 a un 40% menor que en el compresor, debido a las pérdidas de carga y expansión del aire al desplazarse el pistón. La potencia de un martillo viene a ser la energía por golpe, multiplicada por la frecuencia de impactos ng:
Y teniendo en cuenta las expresiones anteriores, puede escribirse:
El mecanismo de percusión consume de un 80 a un 85% de la potencia total del equipo. La energía de impacto puede ser ajustada de acuerdo al diámetro de la broca y al diámetro de las barras de perforación. Un óptimo nivel de energía de impacto proporciona alta penetración a una velocidad uniforme. Excesiva energía de impacto en relación con la velocidad de rotación causará una velocidad de rotación no uniforme sin incremento en la penetración. El nivel de energía de impacto es determinado normalmente por la dureza de la roca. Si la dureza de la roca varía, se condiciona al taladro para trabajar según el estrato rocoso más duro de la formación en la que se trabaja. Un límite para la energía de percusión es determinada por las barras de perforación. Cuando se utilizan barras de cierto diámetro, sólo una cantidad máxima de energía cinética puede ser transmitida a través de ellas. Ing. Miguel A. Gil
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Diámetro de las barras (pulg)
Potencia recomendada (kW)
1
8 .....12
1¼
10 .... 14
1½
14 .... 16
1¾
16 .... 18
2
18 .... 22
La eficiencia, cuando la energía de impacto es transmitida desde el pistón del martillo a las barras de perforación, es determinada por la siguiente fórmula:
Donde: n = Eficiencia (%) S = Relación entre el diámetro del pistón y el de la barra Ap = Área de la sección del pistón Ab = Área de la sección de la barra de perforación
Rotación La función principal de la rotación es, girar la broca entre impactos sucesivos que provienen del mecanismo de percusión, de tal forma que la misma actúa sobre puntos distintos de la roca en el fondo del hueco. La velocidad de rotación, normalmente depende de:
Diámetro de la broca Profundidad del hueco Tipo de broca Condiciones de loa roca Fuerza de empuje
En el caso del martillo en cabeza, el mecanismo de rotación está incorporado exteriormente al mismo (motor de rotación), por lo que la velocidad de rotación puede regularse al margen del mecanismo de impactos. La rotación se transmite al varillaje a través del buje que lleva montado la perforadora.
Broca de insertos
Broca de botones
Velocidad de rotación entre consecutivos impactos como
En el caso de martillo de fondo, el función de la rata de penetración y el diámetro de la broca mecanismo de impactos acompaña a la broca en el fondo del hueco, mientras que la rotación se transmite desde un motor montado sobre la deslizadera, sobre la torre, y detrás del último tubo, pero sin entrar en el hueco. La insuficiente velocidad de rotación resulta en una baja velocidad de penetración debido al entrabamiento de la sarta y una excesiva remolienda de detritus, pérdida de los acoplamientos y desgaste excesivo de las roscas de acopladores y barras. Una excesiva rotación resulta en un aumento del desgaste de los aceros de perforación debido a que la roca es fracturada por el efecto de la rotación y no por la combinación de ésta con la energía de percusión, además de producirse Ing. Miguel A. Gil
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un apretado excesivo de los acoplamientos y un alto desgaste del acoplador de la culata. La fuerza de empuje y la rotación deben estar en balance. La rotación entre golpes sucesivos, debe estar ajustada a producir detritus tan grande como sea posible, evitando el golpeteo sobre el mismo punto de la roca varias veces. Cuando se perfora con brocas de insertos, la velocidad de rotación más usual es la de 80 a 100 rpm, lo que proporciona ángulos de giro de 10° a 20° entre impactos. Para las brocas de botones debe utilizarse una velocidad de rotación más baja. Para diámetros de broca comprendidos entre 51 y 89 mm, se utilizan velocidades comprendidas entre 40 y 60 rpm, las que proporcionan ángulos de 5° a 7°. Para brocas de mayor diámetro, se requieren velocidades más bajas, al objeto de reducir la velocidad periférica, y en consecuencia el desgaste de las mismas. El ajuste de las velocidades de rotación requeridas para cada diámetro de broca, es necesario para la prevención de la reducción del diámetro de la broca por desgaste anormal de los laterales y los insertos de la periferia de la misma.
Fuerza de empuje El empuje se refiere la presión que el equipo de perforación, ejerce sobre la broca, con el fin de mantener un contacto permanente con la roca del fondo del hueco y permitir penetrarla, avanzando en la perforación a medida que se arranca el material y se va limpiando el barreno. A este empuje hay que sumarle la carga estática que representa el peso de la sarta de perforación. La energía generada por el mecanismo de impactos del martillo debe transmitirse a la roca, por lo que es necesario que la broca deba permanecer en contacto permanente con la roca del fondo del barreno, maximizando la transferencia de energía de percusión desde la broca hasta la roca. Esto se consigue con la fuerza de empuje suministrada por un motor o cilindro de avance, que debe adecuarse al tipo de roca y broca de perforación. La magnitud de la fuerza requerida depende de:
Potencia de percusión Condiciones de la roca Profundidad del hueco Características estructurales de los barrenos
El martillo (en la perforación con martillo en cabeza) o el motor de rotación, en la perforación con martillo de fondo), está montado sobre un soporte que se mueve a lo largo de una deslizadera colocada en la torre de la perforadora. Este sistema provee la fuerza de empuje necesaria, suministrada por un motor que moviliza el soporte por medio de una cadena. La fuerza de empuje se establece en función de las condiciones de la roca. Es el empuje el que permite durante la perforación que la energía de los impactos del pistón sobre el varillaje sea transmitido hasta la roca. Si la fuerza de empuje es demasiado baja surgirán los siguientes efectos: -
Escasa transmisión de energía que se pierde en los acoples, al no existir un contacto correcto entre barras lo que ocasiona mayores desgastes en las roscas y acoples Aumento en el desgaste de las brocas Ing. Miguel A. Gil
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Baja velocidad de penetración, ya que la transmisión de energía a través del varillaje será escasa y no habrá contacto permanente entre la broca y la roca del fondo del hueco. En consecuencia, la energía de la onda de choque no se transmitirá a la roca sino que será reflejada y absorbida por el varillaje, fatigándolo. Aumento de la temperatura en la sarta de perforación y especialmente en los acoples, disminuyendo su vida útil. La onda de choque no se transmite a la roca, reflejándose sobre las conexiones de las barras, generando mucho calor y reduciendo la vida útil de la herramienta
Al aumentar el empuje, también lo hace de una manera gradual la velocidad de perforación, hasta alcanzar un nivel óptimo. Si se aumentase por encima de este valor, se producirán interferencias en el mecanismo de percusión, puesto que la broca gira con dificultad y el pistón del martillo de la perforadora no alcanzarían el óptimo de su carrera. Los efectos sobre el sistema, si la fuerza de empuje es excesiva, serán los siguientes: -
Aumento del riesgo de atranque o agarrotamiento del varillaje a consecuencia de una reducción de la velocidad de rotación Velocidad de rotación desigual Estabilidad del hueco reducida debido a la posibilidad de movimiento del equipo en la superficie Pandeo de la sarta de perforación que puede ocasionar desde la desviación de los huecos hasta rotura de los barrenos de perforación. Desgaste excesivo de la broca
El martillo perforador a percusión, solo alcanza su eficiencia teórica si el varillaje tiene libertad de giro, dado que ambos movimientos (empuje y rotación) son conjuntos y simultáneos. El incremento de la fuerza de empuje incrementa la rata de penetración hasta un cierto punto; de allí en adelante, la penetración cae a valores mucho más bajos o su paralización.
Barrido del hueco El barrido es necesario para que el fondo de los barrenos se mantenga constantemente limpio, evacuando el detritus, justo después de su formación. Si el barrido no es suficiente, tiene lugar una remolienda del detritus, la velocidad de penetración decrece y la broca sufrirá desgaste excesivo rápidamente, además del riesgo de atascos. El barrido de los barrenos se realiza con un fluido (aire, agua o espuma) que es forzado al fondo del hueco a través de un agujero central, practicado a lo largo de las barras de perforación e inyectado por los agujeros aspersores de la broca. El detritus, mezclado con el fluido de circulación, es forzado a salir del hueco a través del espacio anular entre las barras de perforación y las paredes del hueco.
Principio del barrido
El barrido con aire se utiliza en trabajos a cielo abierto, donde el polvo producido puede eliminarse por medio de captadores. El barrido con agua es el sistema más utilizado en perforación subterránea que sirve además para suprimir el polvo, aunque supone generalmente una pérdida de rendimiento del orden del 10% al 20%. La espuma como agente de barrido se emplea como complemento al aire, pues ayuda a la elevación de partículas gruesas hasta la superficie y ejerce un efecto de sellado sobre las paredes de los barrenos cuando se atraviesan materiales sueltos.
Para este tipo de perforación, la presión a la cual se inyecta el aire, a lo largo del varillaje hasta la broca, es un factor importante, debido a que el flujo de aire está sujeto a limitaciones por el tamaño Ing. Miguel A. Gil
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del conducto interior de las barras de perforación, que dan paso para el barrido, y por el hecho que es la presión de funcionamiento de la perforadora y no la presión optima del fluido, la que constituye el factor decisivo, dado que ambos son producidos por el mismo compresor. Cuando la roca a perforar está muy fisurada, suele darse la circunstancia que el fluido de circulación no emerja del hueco, aumentando, consecuentemente, el riesgo de atascamiento del varillaje. En tales condiciones, el operador debe disminuir la energía de impacto, continuando la perforación lentamente y subiendo y bajando continuamente la sarta hasta que las fisuras queden selladas con el detritus. La eficacia de la corriente del fluido depende de la velocidad y de su densidad específica. Para el caso del aire comprimido, con escasa densidad, se requiere una alta velocidad. La velocidad idónea es aquella que resulta adecuada para recoger y acarrear fuera del hueco las partículas mayores arrancadas por la misma y a la misma velocidad que se producen y ésta depende y debe calcularse de acuerdo a la velocidad de perforación, densidad de la roca y ángulo de perforación del hueco Las velocidades ascensionales para una limpieza eficiente con aire oscilan entre los 15 y los 30 m/s. Experiencias de campo han demostrado que para que el desalojo del detritus sea efectivo, la velocidad del fluido de circulación debe estar por encima de 15 m/s. Con un flujo constante del fluido a través de los aceros de perforación, la presión del mismo disminuirá en la medida del incremento de la longitud del hueco, por lo que es importante, utilizar un compresor que produzca suficiente altos niveles de presión, con el fin de mantener un flujo de aire y una presión constante, con cualquier tipo de varillaje y a cualquier profundidad razonable. Las velocidades mínimas pueden estimarse en cada caso a partir de la expresión:
Donde: Va = Velocidad ascensional (m/s). = Densidad de la roca (g/cm3). dp = Diámetro de las partículas (mm). Así, el caudal que debe suministrar el compresor será:
Siendo: Qa= Caudal (m3/min). D = Diámetro del barreno (m). d = Diámetro de las barras (m). Cuando se emplea agua para el barrido la velocidad ascensional debe estar comprendida entre 0,4 y 1 m/s. En estos casos, las presiones están limitadas entre 0,7 y 1 MPa para evitar que dicho fluido entre en el martillo. En el caso del aire, con martillos en cabeza, no es frecuente disponer de un compresor de presión superior únicamente para el barrido. Sólo en el caso de los martillos en fondo se utilizan compresores de alta presión (1-1,7 MPa) porque además de servir para evacuar el detrito se aumenta la potencia de percusión. Un factor que es preciso tener en cuenta para estimar el caudal de barrido es el de las pérdidas de carga que se producen por las estrechas conducciones que debe atravesar el fluido (aguja de barrido, orificio de las varillas) y a lo largo de la sarta de perforación.
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En la tabla se indican las velocidades de barrido, cuando se perfora con martillo en cabeza, en función del caudal de aire que proporciona el compresor y el diámetro del varillaje. CAUDAL (m3/min)
3,2
5,2
6,5
6,5
9,3
9,3
9,3
9,3
Diámetro de la barra (mm)
32
38
38
45
45
51
87
100
Diámetro del acople (manguito)
45
55
55
61
61
72
-
-
Diámetro del orificio de barrido (mm)
12
14
14
17
17
21
61
76
DIÁMETRO DEL BARRENO
VELOCIDAD DEL AIRE DE BARRIDO (m/s)
51 mm (2’’)
43
-
-
-
-
-
-
-
64 mm (2,5’’)
22
42
52
-
-
-
-
-
76 mm (3’’)
15
25
32
37
50
-
-
-
17
21
24
27
36
68
15
17
22
24
34
69
89 mm (3,5’’) 102 mm (4’’) 115 mm (4,5’’)
-
-
-
12
17
18
19
34
127 mm (5’’)
-
-
-
-
13
15
16
21
140 mm (5,5’’)
-
-
-
-
-
-
-
15
152 mm (6’’)
-
-
-
-
-
-
-
-
PERFORACIÓN CON MARTILLO EN CABEZA Este sistema de perforación se puede calificar como el más clásico o convencional, y aunque su empleo por accionamiento neumático se vio limitado por los martillos en fondo y equipos rotativos, la aparición de los martillos hidráulicos en la década de los setenta ha hecho resurgir de nuevo este método complementándolo y ampliándolo en su campo de aplicación.
Martillos en cabeza neumáticos El martillo neumático en cabeza ha sido el empleado desde comienzos del siglo XX. Hoy, después de más de sesenta años de desarrollo se ha logrado la máxima eficiencia que de ellos se puede obtener. Un martillo accionado por aire comprimido consta básicamente de: -
-
-
-
Un cilindro cerrado con una tapa delantera que dispone de una abertura axial donde va colocado el elemento portabarrenos, así como un dispositivo retenedor de las varillas de perforación. El pistón que con su movimiento alternativo golpea el vástago o culata a través de la cual se transmite la onda de choque a la varilla. La válvula que regula el paso de aire comprimido en volumen fijado y de forma alternativa a la parte anterior y posterior del pistón. Un mecanismo de rotación, bien de barra estriada o de rotación independiente. Ing. Miguel A. Gil
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El sistema de barrido que consiste en un tubo que permite el paso del aire hasta el interior del varillaje.
Estos elementos son comunes a todos los tipos de martillos existentes en el mercado, variando únicamente algunas características de diseño: diámetro del cilindro, longitud de la carrera del pistón, conjunto de válvulas de distribución, etc. El mecanismo de percusión de todos los tipos de martillo es el mismo: el pistón se mueve hacia atrás y adelante por efecto del aire comprimido, con una presión que varía entre 4 y 8 bar. El diseño puede ser con válvulas de control de aire o sin ellas; la rotación proporcionada por un rachet, barra estriada o independiente con motor hidráulico o neumático. La rotación por medio de un motor independiente es el más comúnmente utilizado en los equipos de minería de superficie. Las ventajas del martillo neumático son su simplicidad, robustez y confiabilidad, además de un bajo precio de adquisición. Las desventajas incluyen baja productividad, alto consumo de energía, altos niveles de ruido y poca mecanización.
Principio operativo de un martillo neumático Al igual que el martillo hidráulico, las partes esenciales de este martillo son el pistón y distribuidor. Mediante la regulación de aire a cada lado del pistón, se obtiene el movimiento de vaivén.
Pistón del martillo en el final de su recorrido hacia atrás
El pistón del martillo se muestra en la posición final de su recorrido y está listo para moverse hacia delante. La línea de presión de aire llana la cámara trasera (1) y pasa a través de la válvula de suministro (2) dentro de la camisa (3). El aire empuja al pistón hacia delante. La cámara frontal de la camisa se encuentra a presión atmosférica por el alivio de la apertura de la válvula de salida (6).
El pistón (4) se mueve hacia delante empujado por la presión del aire hasta que el anillo de la base del pistón (7) cierra la válvula de entrada. El aire en la parte trasera de la camisa (3) se expande y continúa empujando al pistón. El ala del pistón (4) cierra la válvula de salida (6). Ing. Miguel A. Gil
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Pistón del martillo se mueve hacia adelante
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El aire de la cámara posterior continúa expandiéndose hasta que el ala del pistón descubre la válvula de salida (6). El anillo de la base del pistón (7) cierra la válvula de entrada, dejando un resto de aire en la cámara anterior. Pistón del martillo libera la válvula de salida
Al moverse hacia delante, se comprime el aire atrapado en la cámara frontal (5), el cual empuja el pistón hacia atrás. El ala del pistón (8) libera la válvula de salida (6) y el aire en la cámara posterior es expulsado. Mientras el aire es liberado, el anillo de la base del pistón (10) abre la válvula de entrada del frente, dando entrada al aire comprimido a la cámara frontal (5) empujando el pistón hacia atrás
Pistón del martillo se mueve hacia atrás
El pistón se mueve aceleradamente hacia atrás hasta que el anillo de la base (10) cierra la válvula de entrada frontal. El aire en la cámara frontal se expande y continúa empujando al pistón.
El pistón continúa su movimiento hacia atrás, empujado por el aire en expansión de la cámara anterior de la camisa (5) hasta que el ala del pistón (11) libera la válvula de salida. El aire en la cámara posterior queda atrapado (3) y es comprimido por el movimiento del pistón. El anillo del pistón (7) abre la válvula de entrada.
Pistón del martillo en el final de su recorrido hacia atrás
Pistón del martillo comprime el aire en el frente
El ala del pistón libera la válvula de salida
Al retornar el pistón hacia atrás, el aire que ha quedado comprimido en la cámara posterior empuja al mismo hacia delante junto con la apertura de la válvula de ingreso de aire comprimido, repitiéndose el proceso.
Las longitudes de perforación alcanzadas con este sistema no suelen superar los 30 m, .debido a las importantes pérdidas de energía en la transmisión de la onda de choque y a las desviaciones de los barrenos. Como se ha indicado, la rotación del varillaje puede conseguirse por dos procedimientos diferentes: a) Con barra estriada o rueda de trinquetes b) Con motor independiente El primer grupo está muy generalizado en las perforadoras ligeras, mientras que el segundo se aplica a barrenos de gran diámetro donde es necesario un par mayor. En la rotación por barra estriada el pistón tiene forma tubular y rodea a ésta por medio de la tuerca de rotación. La barra va conectada a los componentes estáticos del martillo por medio de trinquetes. El extremo frontal del pistón tiene unas estrías planas que engranan con las del buje de rotación. Esto hace que durante la carrera de retroceso el pistón gire arrastrando en el mismo Ing. Miguel A. Gil
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sentido al varillaje. Las barras estriadas pueden elegirse con diferentes pasos, de tal manera que cada 30, 40 ó 50 golpes se consiga una vuelta completa.
En la rotación por rueda de trinquetes, el extremo frontal del pistón tiene estrías rectas y helicoidales. Las estrías rectas engranan con las de la tuerca del buje de rotación, la cual va unida interiormente a la rueda de trinquetes. También en este caso las varillas sólo giran durante la carrera de retroceso del pistón. El segundo procedimiento, que es el más extendido, utiliza un motor exterior al martillo neumático o hidráulico. Las ventajas que presenta son: -
Con un pistón del mismo tamaño se posee más energía en el martillo, ya que al eliminar la barra estriada aumenta la superficie útil del pistón sobre la que actúa el aire a presión. Se dispone de mayor par, por lo que se puede trabajar con diámetros y longitudes mayores. Permite adecuar la percusión y la rotación a las características de la roca a penetrar. Aumenta el rendimiento de la perforación.
Este tipo de perforadoras disponen de unos engranajes cilíndricos para transmitir el movimiento de rotación a las varillas.
El campo de aplicación de las perforadoras neumáticas de martillo en cabeza, se ha ido estrechando cada vez más hacia los barrenos cortos con longitudes entre 3 y 15 m, de diámetro pequeño de 50 mm a 100 mm, en rocas duras y terrenos de difícil acceso. Esto se ha debido fundamentalmente al alto consumo de aire comprimido, unos 2,4 m3/min por cada centímetro de diámetro y a los fuertes desgastes que se producen en todos los accesorios, varillas, manguitos, bocas, etc., por la frecuencia de impactos y forma de la onda de choque transmitida con pistones de gran diámetro. No obstante, las perforadoras neumáticas presentan aún numerosas ventajas: -
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Fiabilidad y bajo mantenimiento Facilidad de reparación Precios de adquisición bajos, y Posibilidad de utilización de antiguas instalaciones de aire comprimido en explotaciones subterráneas. Características medias de martillos neumáticos Relación diám. pistón/diám. barreno
15 – 17
Carrera del pistón (mm)
35 – 95
Frecuencia del golpeteo (golpes/min)
1.500 – 3.400
Velocidad de rotación (rpm)
40 – 400
Consumo relativo de aire (m3/min – cm de diámetro)
2,1 – 2,8
Martillos en cabeza hidráulicos Los equipos de perforación equipados con martillo en cabeza hidráulico, fueron lanzados al mercado a finales de los años sesenta y comienzo de los setenta del siglo pasado. Éstos han penetrado rápidamente en todas las aplicaciones y en todo el mundo, donde la eficiencia y el rendimiento a bajos costos son necesarios. Durante estos 40 años, el rango de tamaño en el diámetro de la perforación, con la utilización de martillos hidráulicos, ha sido incrementado, pudiéndose lograr el empleo de equipos de martillo en cabeza por encima de las 5” (127 mm) y hasta las 8” (203 mm), en casos especiales; siendo éste el rango en el cual los equipos de perforación DTH y de rotación son normalmente empleados. La perforación con martillo en cabeza hidráulico, es el método más moderno. El diseño básico fue el de reemplazar el aire comprimido como medio de transmisión de energía con aceite hidráulico. Los martillos utilizados en las perforaciones ofrecen ventajas específicas en la transmisión de fuerza y energía. El movimiento rotatorio y lineal se puede llevar a cabo con un alto grado de precisión y aplicabilidad. A lo largo de la introducción de perforadoras hidráulicas para roca, la mecanización ha estado disponible para perfeccionar el trabajo en el medio. Un perforador hidráulico típico consiste, al menos, en los siguientes circuitos hidráulicos independientes:
Martillo Empuje Torre Tren de rodamiento Colector de polvo
Cada uno de éstos es controlado por un sistema de válvulas. El aceite hidráulico es bombeado a los circuitos por una bomba de pistón, accionada por un motor diesel o un generador eléctrico. La energía de percusión del martillo se genera por la presión y flujo del aceite hidráulico. Varias combinaciones de presión y flujo pueden ser seleccionadas para proveer el requerimiento de energía de percusión, el producto de presión y flujo es la energía de impacto. La perforadora hidráulica opera normalmente a un rango de presión desde 75 a más de 250 bar. Debido a que las fugas internas tienden a incrementarse en la medida que aumenta la presión, con la consiguiente pérdida de flujo, en el diseño interno del martillo hay una correspondencia entre la presión y el flujo del aceite, que permite el equilibrio entre ambos. Las presiones bajas facilitan el uso de componentes simples y confiables y minimizan los problemas en las mangueras y conexiones. Una importante variación de diseño está referida al mecanismo que regula el flujo de aceite que permite el movimiento de vaivén del pistón dentro de la camisa. En un diseño típico operado a baja presión, un distribuidor o válvula de paso, abre y cierra, alternativamente, el paso del aceite en el Ing. Miguel A. Gil
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frente y el fondo de la camisa, dándole movimiento al pistón. Las ventajas de este diseño son canales cortos de flujo, baja pérdida de la presión y minimización de fugas. El sistema depende de sólo dos elementos en movimiento, la válvula y el pistón. El otro sistema, que utiliza niveles de alta presión y elevados flujos de aceite, utiliza una válvula de distribución separada y próxima al módulo de percusión. Los canales internos de distribución son de muy poco diámetro y largos, lo que permite aumentar la presión y el flujo. Las especificaciones de un martillo hidráulico particular, están dadas, generalmente, por el tipo de flujo o niveles de presión del mismo. A partir de allí, se puede calcular la potencia del martillo hidráulico: P = pQ/1000 P = Potencia del martillo (kW) p = Presión del aceite (bar) Q = Flujo del aceite (l/min) La eficiencia de un martillo hidráulico está, normalmente, entre 35% y 60%, el resto de la potencia se disipa en forma de calor. La potencia del martillo indica el tamaño y tipo de las herramientas a utilizar (barras, acopladores, broca), que son adecuadas a él.
Principio operativo de un martillo hidráulico La operación de un martillo hidráulico consiste en dos funciones independientes: percusión y rotación. Las figuras siguientes muestran el principio operativo de un martillo hidráulico. El pistón es mostrado en el tope de su recorrido hacia el frente. El aceite hidráulico entra en el martillo a través de una válvula de alta presión (1) y fluye dentro de la parte frontal de la camisa (2). Esto fuerza al pistón a retroceder y al mismo tiempo entra en la cámara distribuidora (3) forzando al distribuidor Pistón del martillo en el final de su recorrido hacia el frente. (4) hacia la posición trasera. Parte del aceite liberado entra en el acumulador de alta presión (5) presionando su nitrógeno y acumulando energía. En esta posición el aceite en la parte trasera de la camisa se escapa a través de la válvula (6) hacia la válvula de retorno (7). El acumulador de baja presión (8) funciona de manera similar para prevenir sobrecargas en las mangueras de retorno. Ing. Miguel A. Gil
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Cuando el pistón va hacia atrás el anillo de éste (9) tapa la válvula (6), la válvula (10) se abrirá y liberará la alta presión acumulada y empujará el pistón hacia atrás. La presión de choque causada por el pistón se absorberá en el acumulador (5). Después de esto, el anillo del pistón (11) liberará la válvula (12) y el aceite Pistón del martillo en movimiento hacia atrás. presurizado en la cámara del distribuidor deriva hacia la línea de retorno. Antes de esto, el anillo (13) impide que el flujo de aceite de la cámara del distribuidor, y la presión en el frente de la camisa evite que el pistón regrese.
Pistón del martillo en el final de su recorrido hacia atrás
Como la presión en la cámara de distribución ha sido aliviada, la alta presión que se encuentra en la parte trasera del distribuidor (4) empuja al pistón, cubriendo la válvula de escape (6). En esta posición el aceite puede fluir hacia la parte trasera de la camisa a través de la válvula (14) entre el distribuidor y la camisa. En el mismo instante, el aceite fluye a través de la válvula (10) hacia la camisa.
El pistón inicia su movimiento hacia adelante debido al desbalance de fuerzas entre la parte trasera y la parte frontal de la camisa. En ese mismo instante, el acumulador de alta presión (5) descarga aceite a la línea de alta presión, incrementando el flujo de aceite en la camisa. Un momento antes Pistón del martillo en movimiento hacia adelante del punto de percusión del pistón, el anillo (12) permite fluir el aceite hacia la cámara del distribuidor y el desbalance de fuerzas entre las caras del distribuidor lo mueve hacia atrás, cerrando el suministro de aceite a la parte trasera de la camisa. Después del impacto, el ciclo se repite. Aunque en un principio la introducción de estos equipos fue más fuerte en trabajos subterráneos, con el tiempo, se ha ido imponiendo en la perforación de superficie complementando a las perforadoras neumáticas.
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Comparación entre los sistemas de perforación hidráulico y neumático Dos grupos de factores influencian la elección de uno u otro tipo de perforadora, los factores tecnológicos por una parte y los económicos – ergonómicos por la otra. Los parámetros de cada trabajo tales como: dimensiones, período de ejecución, situación geográfica, geología y disponibilidad de mano de obra abundante y barata, serán las que definan la elección de uno u otro sistema. Las ventajas más inmediatas que proporciona la perforación hidráulica son: -
Rendimiento de la perforación mucho más elevado (50 a 100% más) Menores niveles de ruido (10 a 15 dB menos) Menor consumo de energía (30% menos)
Por otra parte, las perforadoras neumáticas ofrecen sus ventajas tradicionales de robustez, sencillez, fáciles rutinas de mantenimiento y menor inversión. Entre los principales factores a considerar en el momento de seleccionar el sistema de perforación más apropiado, encontramos la producción por turno de trabajo y sus costos. La selección entre el sistema hidráulico y el neumático es mucho más que la comparación entre los consumos de combustible y su rendimiento, es una selección entre dos diferentes sistemas. En las operaciones donde el factor tiempo es uno de los aspectos más importantes a considerar, la necesidad de terminar los trabajos en una fecha prevista, es un factor decisivo en la selección del equipo y es donde las perforadoras hidráulicas tienen evidentes ventajas. Cuando el factor tiempo no es tan importante y el proyecto es pequeño, es difícil justificar la alta inversión que los equipos hidráulicos requieren. En tales casos, la alternativa neumática será el sistema adecuado. Las razones por las que la perforación hidráulica supone una mejora tecnológica sobre la neumática son las siguientes: Consumo de energía Las perforadoras hidráulicas trabajan con fluidos a presiones muy superiores a las accionadas neumáticamente y, además, las caídas de presión son mucho menores. Se utiliza, pues, de una forma más eficiente la energía, siendo sólo necesario por metro perforado 1/3 de la que se consume con los equipos neumáticos. Productividad Si el factor predominante a considerar es la velocidad de penetración, la selección de un equipo hidráulico es obvia, debido a que es posible obtener un incremento neto en la productividad por encima del 100%. La rata de penetración es sólo uno de los factores involucrados en la productividad. El sistema de perforación debe ser eficiente y rápido en las funciones distintas a perforar, tales como maniobrabilidad entre hueco y hueco, así como la reducción al mínimo del tiempo empleado en su posicionamiento. De gran importancia es la confiabilidad del equipo, para evitar que no puedan aprovecharse las ventajas que ofrecen las altas velocidades de penetración y el mínimo tiempo de pérdida por en las funciones distintas a perforar, debido a que el mismo pasa largos períodos de tiempo en el taller. La experiencia en muchas partes del mundo ha demostrado que los equipos de perforación hidráulicos son los de mayor confiabilidad. Economía Aunque los equipos hidráulicos tienen una mayor inversión inicial, con la perforación hidráulica es posible combinar velocidad de penetración y bajos costos. Producir potencia hidráulica es mucho más simple y eficiente que producir aire comprimido, por lo que el tamaño del equipo y los requerimientos de combustible se reducen. Los costos de energía por metro perforado son más bajos, en un tercio (aproximadamente), que los causados por la perforación neumática. Ing. Miguel A. Gil
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Respecto a los costos de labor, la alta eficiencia en el sistema de perforación hidráulica se traduce en una reducción de la fuerza laboral. El costo de la inversión y mantenimiento de equipos de perforación hidráulica es más elevado que el neumático, la manera en que pueden obtenerse costos mucho más bajos por metro de roca perforada en la perforación hidráulica, respecto a la neumática, es con la utilización máxima del tiempo de disponibilidad de los equipos. Por otro lado, los costos en las herramientas también se reducen, debido a que en la perforación hidráulica las ondas de choque que se transmiten a ellas, se mantienen en niveles aceptables de esfuerzos, que disminuyen la fatiga de los materiales y alargan su vida útil. La transmisión de energía en los martillos hidráulicos se efectúa por medio de pistones más alargados y de menor diámetro que los correspondientes a los martillos neumáticos. La fatiga generada en el varillaje depende de las secciones de éste y del tamaño del pistón de golpeo, pues, la forma de la onda de choque es mucho más limpia y uniforme en los martillos hidráulicos que en los neumáticos, donde se producen niveles de tensión muy elevados que son el origen de la fatiga sobre el acero y de "una serie de ondas secundarias de bajo contenido energético. En la práctica, se ha comprobado que la vida útil del varillaje se incrementa para las perforadoras hidráulicas aproximadamente un 20%. Ergonomía y mecanización La perforación neumática moderna cumple con la mayoría de los requerimientos exigidos, pero las condiciones ambiéntales, que cada día han de cuidarse más, originan muchas dificultades técnicas que limitan su desarrollo. Donde más se pone de manifiesto el predominio de la perforación hidráulica es en la consideración del medio ambiente de trabajo: -
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Bajos niveles de ruido: Los niveles de ruido en una perforadora hidráulica son sensiblemente menores a los generados por una neumática, debido a la ausencia del escape de aire. Principalmente, esto es así en el campo de las bajas frecuencias, donde los auriculares protectores son menos eficientes. Alta visibilidad en el área de trabajo: aire exento de nubes de aceite, en las labores subterráneas no se produce la niebla de agua y aceite en el aire del frente, mejorando el ambiente y la visibilidad del operario Operaciones mecanizadas frente a operaciones manuales.
Por otro lado, la hidráulica ha permitido un diseño más ergonómico de los equipos, haciendo que las condiciones generales de trabajo y de seguridad sean mucho más favorables. En todos los equipos hidráulicos de perforación la mecanización y automatización son relativamente fáciles, reduciendo la fatiga del operador y aumentando su rendimiento. Como ya se ha obtenido un incremento significativo en las velocidades de penetración, se han mejorado los equipos con la implementación de sistemas hidráulicos para el manejo de las herramientas de perforación desde la cabina del operador. Servicio Los equipos hidráulicos tienen mayor complejidad y un mantenimiento de las partes mucho más cuidadoso que los equipos neumáticos, aunque la única diferencia entre los dos lo constituye el martillo debido a que los demás integrantes del equipo son similares. Ing. Miguel A. Gil
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El diseño básico de un martillo hidráulico no difiere significativamente de uno neumático. La gran diferencia la constituye el cambio regular de los sellos y los filtros de manera de garantizar permanentemente el aceite libre de polvo y cualquier otro elemento indeseable, aunque la vida de un sello hidráulico es mucho mayor que la de las bocinas de un martillo neumático.
PERFORACIÓN CON MARTILLO DE FONDO
La perforación con martillo de fondo fue introducida en 1951 por Stenuick y desde entonces se han venido utilizando con una amplia profusión en explotaciones a cielo abierto de rocas de resistencia media, en la gama de diámetros de 105 a 200 mm, aunque existen modelos que llegan hasta los 915 mm. La extensión de este sistema a trabajos subterráneos es relativamente reciente, ya que fue a partir de 1975 con los nuevos métodos de Barrenos Largos y de Cráteres Invertidos cuando se hizo popular en ese sector. En la actualidad, en obras de superficie este método de perforación está indicado para rocas duras y diámetros superiores a los 150 mm, en competencia con la rotación, debido al fuerte desarrollo de los equipos hidráulicos con martillo en cabeza. La perforación con martillo de fondo o DTH (Down The Hole), utiliza el aire comprimido de manera más eficiente que los martillos en cabeza neumáticos convencionales. El martillo de fondo forma un conjunto con la broca, ensamblada directamente a él en el fondo del hueco, siguiéndola en su penetración en la roca, conectado, el conjunto, al equipo de superficie por un varillaje y un sistema de empuje similar al de martillo en cabeza. La energía de percusión es aplicada directamente sobre la broca y no existen, por este concepto, las pérdidas de la misma en los empates de los tubos, manteniendo constante la velocidad de penetración, independientemente a la profundidad del hueco. En los martillos en fondo, generalmente, la frecuencia de golpeo oscila entre 600 y 1.600 golpes por minuto. Ing. Miguel A. Gil
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Debido a que el pistón actúa directamente sobre la broca, el varillaje es muy liviano, diseñado solamente para impartir el movimiento de rotación y empuje al sistema, así como la conducción del aire de barrido. El mayor diámetro del tubo reduce el espacio anular entre el tubo y la pared del hueco, mejorando la eficiencia del soplado y disminuyendo atascamiento y derrumbe de las paredes. Los equipos de martillo de fondo están disponibles en una gran variedad de configuraciones, según los distintos fabricantes; el sistema puede estar montado en pequeños carros de perforación para su uso en pequeña escala o en grandes y pesados vagones de perforación, de orugas, en minas a cielo abierto o canteras. Mientras que la energía básica para el funcionamiento del sistema de perforación es basada en aire comprimido, las demás funciones pueden ser ejecutadas con aire comprimido o energía hidráulica. Las perforadoras son comúnmente utilizadas en diámetros entre 4” y 6 ½” (90 a 165 mm) y hasta unos 50 m de profundidad. El diseño actual de los martillos en fondo es mucho más simple que el de los primitivos que incorporaban una válvula de mariposa para dirigir el aire alternativamente a la parte superior del pistón. Los martillos sin válvulas son accionados por las nervaduras o resaltes del propio pistón, permitiendo aumentar la frecuencia de golpeo y disminuir sensiblemente el consumo de aire. Para evitar la entrada del agua, por efecto de la presión hidráulica, los martillos pueden disponer de una válvula antirretorno en la admisión del aire. La relación carrera/diámetro del pistón en los martillos en cabeza es menor o igual a 1, pero en los martillos en fondo como las dimensiones del pistón están limitadas por el diámetro del barreno, para obtener la suficiente energía por golpe la relación anterior es del orden de 1,6 a 2,5 en los calibres pequeños y tendiendo a 1 en los grandes. Si se analiza la fórmula de la potencia proporcionada por una perforadora rotopercutiva:
Siendo: Pm= Presión del aire que actúa sobre el pistón. Ap = Área efectiva del pistón. Ip = Carrera del pistón. mp= Masa del pistón. La presión del aire es la variable que tiene mayor influencia sobre la velocidad de penetración obtenida con un martillo en fondo. Actualmente, existen equipos sin válvulas que operan a altas presiones, 2 a 2,5 MPa, consiguiendo altos rendimientos. Con el fin de evitar la percusión en vacío los martillos suelen ir provistos de un sistema de protección que cierran el paso del aire al cilindro cuando la broca no se apoya en la roca del fondo del hueco. La sujeción de las bocas al martillo se realiza por dos sistemas: el primero, a modo de bayoneta, consiste en introducir la boca en el martillo y girarla en un sentido, normalmente a izquierda, quedando así retenida; el segundo, mediante el empleo de elementos retenedores, semianillas o pesadores. Cuando se perfora una formación rocosa en presencia de agua, debe disponerse de un compresor con suficiente presión de aire para proceder en determinados momentos a su evacuación. De lo contrario, el peso de la columna de agua hará caer el rendimiento de perforación. En cuanto al empuje que debe ejercerse para mantener la broca lo más en contacto posible con la roca, una buena regla práctica es la de aproximarse a los 85 kg por cada centímetro de diámetro. Ing. Miguel A. Gil
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Un empuje excesivo no aumentará la penetración, sino que acelerará los desgastes de la boca y aumentará los esfuerzos sobre el sistema de rotación. Cuando se perfore a alta presión se precisará al principio una fuerza de avance adicional para superar el efecto de contraempuje del aire en el fondo del barreno, sucediendo lo contrario cuando la profundidad sea grande y el número de tubos tal que supere al peso recomendado, siendo necesario entonces que el operador accione la retención y rotación para mantener un empuje óptimo sobre la broca. Como regla práctica puede ajustarse la velocidad de rotación a la de avance con la siguiente expresión: Velocidad rotación(r/min) = 1,66 x Velocidad de penetración (m/h) Además del aire, como fluido de barrido puede emplearse el agua y la inyección de un espumante. Éste último, presenta diversas ventajas ya que se consigue una buena limpieza en grandes diámetros con aire insuficiente, con velocidades ascensionales más bajas (hasta 0,77 m/s), y permite mantener estables las paredes de los huecos en formaciones blandas. Este método es especialmente indicado en la perforación de pozos de agua en terrenos poco consolidados. La lubricación de los martillos en fondo es de vital importancia. Los consumos de aceite varían con los diferentes modelos, pero como regla general se recomienda 1 litro de aceite por hora por cada 17 m3/min de caudal de aire suministrado. Cuando se perfora a alta presión se aconseja un consumo mínimo continuo de 1 I/h. Si se emplea agua o espumantes debe aumentarse la cantidad de aceite. En cuanto al tamaño de los tubos, éstos deben tener unas dimensiones tales que permitan la correcta evacuación del detritus por el espacio anular que queda entre ellos y la pared del barreno.
Principio operativo del martillo de fondo El martillo de fondo consiste en una camisa reemplazable que contiene un pistón que se mueve hacia atrás y adelante, golpeando la culata, integrada a la broca. El aire de escape, se descarga a través de la broca dentro del hueco, aprovechándose como fluido de circulación para la limpieza del hueco y enfriamiento de la broca. El hueco es soplado antes del cambio de tubos, elevando la sarta y dejando que la broca cuelgue del martillo, con lo cual el pistón se mueve hacia atrás, cerrando la válvula de retorno, parando el martillo automáticamente. La perforación continua al presionar la broca contra la roca, se libera la válvula de entada de aire y el pistón es empujado hacia delante comenzando el golpeteo. Los martillos de fondo operan, eficientemente, con una presión de aire de alrededor de 25 bar (350 psi), con lo que se proporciona un frecuencia de impacto de alrededor de 1.600 golpes por minuto. Los martillos de fondo deben ser de constitución robusta, con una resistente camisa y un pistón con un diámetro que en casos muy raros puede estar por encima del 50 o 60% del diámetro de la broca. Los requerimientos de aire para el soplado del hueco y el funcionamiento del martillo, dependen de los siguientes factores: -
Diámetro del martillo Diámetro de la tubería y la broca Tipo de orificios de circulación en el martillo Ing. Miguel A. Gil
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Presión de aire disponible Fabricante del martillo
Los martillos de fondo tienen una corta vida útil, comparados con los martillos en cabeza, dependiendo la misma de los siguientes factores: -
Tamaño del martillo Presión de operación Abrasividad de la roca Perforabilidad de la roca
Ventajas y desventajas de la perforación con martillo de fondo Las ventajas de la perforación con martillo en fondo, frente a otros sistemas, son: -
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La velocidad de penetración se mantiene prácticamente constante a medida que aumenta la profundidad de los barrenos por la menor pérdida de energía a través del varillaje. Los desgastes de las bocas son menores que con martillo en cabeza, debido a que el aire de accionamiento que pasa a través de la boca limpiando la superficie del fondo asciende eficazmente por el pequeño espacio anular que queda entre la tubería y la pared del barreno. Vida más larga de los tubos que de las varillas y manguitos. Desviaciones de los barrenos muy pequeñas, por lo que son apropiados para taladros de gran longitud. - La menor energía por impacto y la alta frecuencia de golpeo favorecen su empleo en formaciones descompuestas o con estratificación desfavorable. Se precisa un par y una velocidad de rotación menores que en otros métodos de perforación. No se necesitan barras de carga y con carros de pequeña envergadura es posible perforar barrenos de gran diámetro a profundidades elevadas. El costo por metro lineal es, en diámetros grandes y rocas muy duras, menores que con perforación rotativa. El consumo de aire es más bajo que con martillo en cabeza neumático. Mejor extracción del polvo por disponer de más volumen de aire en el fondo El nivel de ruido en la zona de trabajo es inferior al estar el martillo dentro de los barrenos.
Por el contrario, los inconvenientes que presenta son: -
Velocidades de penetración bajas. El diámetro más pequeño está limitado por las dimensiones del martillo con un rendimiento aceptable, que en la actualidad es de unos 76 mm. Existe un riesgo de pérdida del martillo dentro de los barrenos por atranques y desprendimientos del mismo. Se precisan compresores de alta presión con elevados consumos energéticos.
En la actualidad, el sistema de martillo en fondo en el rango de 76 a 125 mm está siendo desplazado por la perforación hidráulica con martillo en cabeza.
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El diámetro del pistón está limitado a ser menor que el diámetro de la broca, por lo que, en parte, puede ser compensado por una mayor longitud de la carrera del mismo a efectos de la potencia disponible.
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CAPITULO 21: EQUIPOS DE PERFORACIÓN A ROTOPERCUSIÓN SISTEMAS DE AVANCE Como se ha indicado, para obtener un rendimiento elevado de las perforadoras las brocas deben estar en contacto permanente con la roca y en la posición adecuada en el momento en que el pistón transmite su energía mediante el mecanismo de impacto. Para conseguir esto, tanto en la perforación manual como en la mecanizada, se debe ejercer un empuje sobre la broca que oscila entre los 3 y 5 kN, para los equipos de tipo pequeño, hasta mayor de 15 kN en las perforadoras grandes. Los sistemas de avance pueden ser los siguientes: -
Empujadores Deslizaderas de cadena. Deslizaderas de tornillo. Deslizaderas de cable. Deslizaderas hidráulicas.
Empujadores (“pata”) Básicamente, un empujador consta de dos tubos: Uno exterior de aluminio o de un metal ligero, y otro interior de acero que es el que va unido a la perforadora. El tubo interior actúa como un pistón de doble efecto, controlándose su posición y fuerza de empuje con una válvula que va conectada al circuito de aire comprimido.
Deslizaderas de cadena La perforadora va montada sobre un soporte que se desliza (avanza o retrocede) a lo largo de las vigas laterales de la torre de perforación mediante la acción de una cadena que se desplaza por dos canales y que es arrastrada por un motor neumático o hidráulico, según el fluido que se utilice en el accionamiento del martillo, a través de un reductor y un piñón de ataque
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Este sistema de avance es el más ampliamente utilizado en los equipos de perforación en superficie. Las ventajas de este sistema son: -
bajo precio facilidad de reparación posibilidad de longitudes de avance grandes
Por el contrario, presentan algunos inconvenientes como son: -
mayores desgastes en ambientes abrasivos peligroso si se rompe la cadena perforando hacia arriba dificultad de conseguir un avance suave cuando las penetraciones son pequeñas.
Deslizaderas de tornillo En estas deslizaderas el avance se produce al girar el tornillo accionado por un motor neumático. Este tornillo es de pequeño diámetro en relación con su longitud y está sujeto a esfuerzos de pandeo y vibraciones durante la perforación. Por esta razón, no son usuales longitudes superiores a los 1,8 m. Las principales ventajas de este sistema son: una fuerza de avance más regular y suave, gran resistencia al desgaste, muy potente y adecuado para barrenos profundos, menos voluminoso y más seguro que el sistema de cadena. Sin embargo, los inconvenientes que presentan son: un alto precio, mayor dificultad de reparación y longitudes limitadas.
Deslizaderas de cable En Canadá es un sistema muy popular que va montado sobre unos jumbos denominados «Stopewagons». Básicamente constan de un perfil hueco de extrusión sobre el que desliza la perforadora. Un pistón se desplaza en su interior unido por ambos extremos a un cable que sale por los extremos a través de unos cierres. El accionamiento del pistón es neumático. Las ventajas que presentan son: el bajo precio, la simplicidad y facilidad de reparación, la robustez y vida en operación. Los inconvenientes principales son: están limitados a equipos pequeños y a barrenos cortos, las pérdidas de aire a través de los cierres de los extremos y el peligro en caso de rotura de los cables.
Deslizaderas hidráulicas El rápido desarrollo de la hidráulica en la última década ha hecho que este tipo de deslizaderas incluso se utilice en perforadoras neumáticas. El sistema consta de un cilindro hidráulico que desplaza a la perforadora a lo largo de la viga soporte.
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Las deslizaderas hidráulicas presentan las siguientes ventajas: simplicidad y robustez, facilidad, de control y precisión, capacidad para perforar grandes profundidades y adaptabilidad a gran variedad de máquinas y longitudes de barrenos.
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Equipos con martillo en cabeza Los equipos de perforación con martillo en cabeza han sido utilizados alrededor de todo el mundo en trabajos de construcción, canteras y minería a cielo abierto, para perforar rocas desde las más blandas hasta las más duras en un rango de 22 a 127 mm de diámetro (7/8” a 5”). Estos equipos pueden clasificarse en: -
Carros perforadores sobre cauchos (wagon drills) Vagones perforadores sobre orugas (crawler drills)
Vagones perforadores sobre cauchos (Wagoon Drills) Los primeros intentos para mecanizar los trabajos en canteras consistieron en la utilización de carros de perforación con ruedas. Los carros perforadores con martillo en cabeza (Fig. 18.16), son diseñados para perforar en un rango de 27 a 64 mm de diámetro (1 1/16” a 2 ½”) en pequeños trabajos de construcción o pequeñas canteras. La potencia de ellos es generada por un compresor portátil de aire comprimido, remolcable dentro del sitio de trabajo. El chasis del carro es diseñado con vigas de acero en forma de “U” con dos ruedas fijas acopladas a un eje en la parte posterior y una rueda con pivote en la parte central frontal acoplada a un manubrio para su maniobrabilidad durante el traslado. La torre es posicionada manualmente por el operador y al estar posicionada encima del sitio a perforar, es fijada y nivelada al terreno con unos pies mecánicos. Los carros perforadores son utilizados en pequeñas operaciones donde una alta inversión en equipos no es justificable. Los carros perforadores pueden, alternativamente, ser utilizados para montar sistemas de perforación con martillo de fondo. El principal inconveniente de estos equipos es el tiempo invertido en el posicionamiento y traslado.
Carros perforadores (Crawler Drills)
sobre
orugas
Las perforadoras sobre orugas constituyen los tipos de equipos más populares en las labores de perforación en obras públicas, minería y explotación de canteras, donde la mecanización es un importante factor para el incremento de la productividad, siendo indicado tanto para la producción a cielo abierto como bajo tierra. Sin embargo, existen numerosos campos de aplicación debido a su notable facultad para desplazarse en cualquier terreno, tales como: -
Perforación para la inyección concreto en taludes Colocación de anclajes Destape de pozos de agua Prospección Colocación de tuberías Ing. Miguel A. Gil
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Los tipos de perforadoras que existen en la actualidad pueden dividirse en dos grupos: neumáticos e hidráulicos. Los carros neumáticos, que son los más antiguos, constan de los siguientes componentes principales: -
Tren de orugas. Motores de traslación. Chasis. Central hidráulica auxiliar. Brazo y deslizadera. Motor de avance, y Martillo. Las orugas son independientes y llevan un cilindro hidráulico en cada una de ellas, interconectados para amortiguar el movimiento oscilante, evitar los choques durante los desplazamientos sobre terreno accidentado y permitir la perforación desde posiciones difíciles. La altura sobre el suelo es un criterio de diseño importante para salvar obstáculos durante los traslados. Los motores de tracción son independientes y de accionamiento neumático, de tipo pistón, con engranajes cubiertos conectados a los mandos finales y frenos de disco.
El accionamiento de los cilindros hidráulicos de los brazos y de las deslizaderas se realiza por medio de una bomba hidráulica movida por un motor neumático. Los brazos de estos equipos pueden ser fijos, extensibles y articulados, y van anclados a un punto del chasis. Los brazos más sofisticados, generalmente, se utilizan en obras públicas, pues en minería los trabajos son más rutinarios y sobre superficies más uniformes. Las deslizad eras disponen de: motor de avance, martillo o cabeza de rotación, control de mandos de la perforación, centralizador y soporte para las varillas. Los motores de avance son de tipo pistón y accionan las cadenas de las deslizaderas. Cuando se perfora con martillo en cabeza éstos van montados sobre la deslizadera y en el caso de emplear martillo en el fondo, son los cabezales de rotación neumáticos los que se colocan sobre las mismas. El centralizador o mordaza-guía asegura el correcto comienzo de los barrenos y posibilita el cambio de varillaje. El panel de mandos suele ir instalado sobre la deslizadera y posibilita la selección de los parámetros de perforación más adecuados para cada tipo de roca. Los controles de los motores de tracción y cabrestantes se colocan generalmente sobre un brazo giratorio que permite al operador alejarse de la máquina para moverla en condiciones de mayor seguridad. Ing. Miguel A. Gil
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Estos carros llevan en la parte posterior un gancho para el arrastre del compresor. Cuando se utilizan perforadoras con martillo en fondo, con el fin de disminuir el consumo de aire se ha introducido el accionamiento hidráulico en las siguientes componentes: motores de traslación, motores de avance, cabezas de rotación y movimientos de la pluma y deslizadera. En la actualidad, con los avances tecnológicos en este campo y la introducción del uso de la hidráulica, se han popularizado los equipos integrados, donde todos los elementos para la labor de perforación están reunidos en un mismo equipo. Estos equipos integrados son utilizados en labores de desarrollo donde las irregularidades del terreno no son tan exigentes y en forma rutinaria en labores de producción. Un típico equipo perforador sobre orugas, está constituido por los siguientes elementos:
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Martillo: Este es el componente principal del sistema, quien ha sido ya descrito anteriormente. En este tipo de equipos de perforación, se puede utilizar, indistintamente, martillos neumáticos o hidráulicos, dependiendo de la selección del sistema de perforación para la labor proyectada. Torre con cadena de empuje: Estructura metálica de gran robustez compuesta por dos vigas carrileras que sirve de deslizadera a una base móvil donde se asienta el martillo. En la parte central (entre las dos vigas) corre una cadena acoplada a un motor hidráulico de tracción y sujeta a la base del martillo que suministra la fuerza de empuje necesaria para la perforación. En el tope de la torre se cuenta con un tensor para evitar aflojamiento de la cadena. Esta estructura es común para la utilización de sistemas neumáticos o hidráulicos de perforación. Guía de barras: Conjunto de mandíbulas para mantener los barrenos alineados verticalmente con apertura o cierre automático o manual durante el retiro o inserción de barras. En algunos equipos se ofrece un sistema mecanizado para el cambio automático de barras, evitando la manipulación de las mismas por parte del operador. Panel de controles: Juego de palancas de control de las válvulas de aire para la operación de la perforadora y el motor de avance. Brazo: Estructura metálica de gran robustez, articulada, que soporta la torre y la ensambla al vagón. Mediante mecanismos de control y cilindros hidráulicos le proporcionan a la misma gran movilidad y versatilidad, permitiéndole efectuar giros horizontales, verticales y laterales para la perforación en diferentes ángulos de inclinación. En el mercado se ofrecen algunos modelos con brazos extensibles de forma telescópica, con el fin de poder tener mayor radio de acción en sitios donde el desplazamiento del vagón es muy difícil e inseguro. Colector de polvo: Sistema de captación del polvo generado durante la perforación. Posee internamente un sistema de filtros y separadores granulométricos que, en la mayoría de los casos, retiene el 90% del polvo generado. Este sistema es opcional a la compra del equipo básico y, en la actualidad, muchos fabricantes lo están ofreciendo como elemento estándar por motivo de las adecuaciones ambientales a escala mundial. Sistema de tracción: Está constituido por un par de orugas de gran agarre con sistema de suspensión independiente, que hace que el centro de gravedad del equipo se mantenga directamente encima del eje de oscilación de las orugas, permitiendo que el peso de la máquina se distribuya uniformemente sobre toda la superficie de apoyo de las orugas, con el consiguiente resultado de una estabilidad máxima tanto longitudinal como lateralmente durante las operaciones en terrenos accidentados y/o irregulares. Compresor: Equipo que suministra el aire comprimido para el funcionamiento del sistema. En las perforadoras hidráulicas, generalmente, el compresor está integrado al vagón. En el caso de los sistemas de perforación neumáticos, el compresor es independiente del vagón, el cual tiene un gancho con pivote para poder arrastrarlo cuando se moviliza el equipo; en condiciones de operación, el compresor se sitúa en un lugar cercano a las operaciones y el vagón se mueve de manera independiente, teniéndose conectados, ambos, con mangueras. Adicionalmente, los fabricantes presentan como optativos a la compra, adicionales como: -
Revólver y estantillo para el almacenamiento de barras y cambio automático de las mismas. Sillín para ser utilizado por el operador en las labores de traslado de equipos a grandes distancias Cabina cerrada y presurizada con acondicionamiento de aire, para el operador en aquellas áreas donde existen serios problemas ambientales (frío o calor extremos).
Los carros de perforación totalmente hidráulicos presentan sobre los equipos neumáticos las siguientes ventajas: -
Menor potencia instalada y, por tanto, menor consumo de combustible. Diseño robusto y compacto que suele incorporar el compresor de barrido a bordo. Velocidad de desplazamiento elevada y gran maniobrabilidad. Ing. Miguel A. Gil
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Gama amplia de diámetros de perforación, 65 a 125 mm, existiendo en el mercado equipos que trabajan entre 200 y 278 mm. Posibilidad de colocar un cambiador automático de varillas de perforación. Velocidades de perforación de un 50 a un 100% más altas que con las unidades neumáticas. Mejores condiciones ambientales. Menores costes de perforación.
Por el contrario, los inconvenientes son: -
Mayor precio de adquisición. Se precisa un mantenimiento más cuidadoso y cualificado. La indisponibilidad mecánica suele ser mayor que en los equipos neumáticos que son de fácil reparación.
En cuanto al diseño, conceptual mente son semejantes a los carros neumáticos, si bien presentan una serie de diferencias que pueden concretarse en: La fuente de energía suele ser un motor diesel, aunque existen unidades eléctricas que accionan la central hidráulica y el compresor para el aire de barrido. -
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Las bombas hidráulicas, generalmente cuatro, son de caudal fijo, aunque también existen unidades en el mercado que incorporan algunas bombas de caudal variable. La presión máxima del fluido hidráulico suele ser inferior a los 20 MPa. Como elementos opcionales que suelen llevar más frecuentemente, además del captador de polvo, están las cabinas del operador insonorizadas y climatizadas y los cambiadores automáticos de varillas, cabrestantes y gatos hidráulicos. La mayoría de las casas fabricantes incorporan sistemas antiatranques. Las orugas disponen de tensores ajustables hidráulicamente. Los motores de tracción suelen ser del tipo de pistones axiales inclinados con desplazamiento fijo y simétrico para poder girar en ambos sentidos. Las deslizaderas llevan un tambor desplazable de recogida y guiado de las mangueras hidráulicas. - Los motores de avance hidráulicos ejercen fuerzas máximas hacia adelante y hacia atrás entre 20 y 32 kN, con velocidades de avance de hasta 40 m/min. La guía de las varillas es hidráulica así como el tope de ésta. El depósito de combustible tiene capacidad suficiente para operar durante uno o dos relevos en algunos casos.
Equipos con martillo de fondo Los equipos de perforación que utilizan martillo de fondo son los similares para el uso de los martillos en cabeza, ya sea un vagón perforador con compresor incorporado o con compresor remolcado (crawler drills). En la figura se muestran un equipo típico de carro liviano con compresor no incorporado, para trabajos utilización de martillo entre 4” y 6”, con montura sobre orugas (air track). Para trabajos más exigentes y de alto volumen de producción, se utiliza equipos de mayor tamaño y autonomía, de manera que puedan ser utilizados con martillos de 6” a 8”. Este tipo de equipos es muy versátil y contienen una serie de herramientas y sistemas que permiten la manipulación sin esfuerzo para el operador del mismo. Las principales partes o componentes de un equipo de perforación con martillo de fondo para trabajos semipesados a pesados son:
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1. Motor de rotación: proporciona la fuerza de rotación a la sarta de perforación 2. Motor de avance: proporciona la fuerza de empuje haciendo tracción a la cadena de avance de la torre 3. Mandos: palancas para el control de las válvulas que regulan el empuje, la rotación y el mecanismo de percusión 4. Martillo de fondo 5. Guía de barrenos o tubos: posee un mecanismo para desenroscar las uniones de los tubos y brocas, facilitando el trabajo al operador 6. Winche neumático: para manejo de los tubos o barrenos Ing. Miguel A. Gil
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7. Cadena de empuje 8. Almacenadora de tubos 9. Colector de polvo 10. Brazo 11. Sujetador de tubos 12. Mandos de funcionamiento: de los cilindros hidráulicos del brazo 13. Sistema de suspensión de las orugas: posee cilindros de compensación y movimiento independiente de las orugas para poder permitir el sentamiento seguro en terrenos accidentados 14. Motores de propulsión 15. Ejes de articulación de las orugas 16. Tensor hidráulico de las orugas Para pequeñas canteras de hasta 2.000 ton por día y para canteras de corte de rocas ornamentales se utiliza, comúnmente, los carros de desplazamiento manual, pero el rápido desarrollo de operaciones con producciones mayores ha permitido la utilización de carros que pueden ser completamente autónomos con fuentes de energía incorporada o depender de un compresor que permita el movimiento dentro del alcance de las mangueras, y que puede estar en un máximo de 30 m. Estos equipos suelen ir montados sobre orugas de teja, con el objeto de poder moverse por terrenos no muy preparados. El desplazamiento de las orugas se lleva a cabo por medio de motores hidráulicos o de aire comprimido, con frenos de auto bloqueo y permiten velocidades de hasta 3 kph. El tipo más pesado de perforadora es la que lleva consigo el compresor y el motor que le permite total autonomía y alcance. El peso de estas máquinas está alrededor de 3 a 5 ton y requiere de compresores de 600 a 900 cfm a 100 psi. Torre: Los equipos de perforación, generalmente, son equipados con una torre de rieles convencionales en forma de U con una cadena de empuje instalada en su parte central, alimentada por un motor de empuje neumático o hidráulico. La torre estándar suele ser de una longitud de 12 pies (3,60 m), con barras acoplables de 10’ (3,00 m), aunque se pueden fabricar de mayor longitud, de acuerdo al diseño de la perforación ya definido. El varillaje es girado por uno o dos motores de rotación situados en la parte superior de la torre, que suministra una velocidad entre 0 y 200 rpm, con torques hasta de 5.000 Nm. La guía centralizadora de tubos está colocada al pie de la torre, es fabricada en acero fundido y constituida por una parte fija, sujeta a la torre y otra móvil para permitir el retiro de los tubos o barrenos. En los equipos grandes tienen conectado una herramienta para desenroscar los tubos y la campana aspirante del colector de polvo. En los equipos con compresor incorporado (power pack on board), se cuenta con un cambiador de tubos tipo revólver o carrusel y un Almacenadora de tubo con capacidad para 65 tubos de 10, 20 o 25 pies de longitud (3, 6 ó 7,5 m). Brazo: Los equipos de perforación están equipados con un brazo de accionamiento hidráulico, robusto, fijo o telescópico, que ofrece excelentes posibilidades para la puesta en posición de la torre. Posee cilindros para izar, bajar y girar el brazo. Carro: Los equipos de perforación con martillo de fondo están montados en una base de orugas, caucho o un camión. La energía para su movimiento es suministrada por motores hidráulicos o de aire comprimido. Cuando está montado sobre un camión, el motor diesel que está integrado a él, suministra la energía de funcionamiento. En las canteras, normalmente se utilizan las monturas de orugas, que tienen una gran versátil dad para la operación en diferentes tipos de terreno. Limpieza del hueco: La limpieza se efectúa por el escape de aire del martillo. Aunque la mayoría de las perforadoras utilizan una presión de 100 psi (similar a las de martillo en cabeza), una de las mayores ventajas de no tener que transmitir la energía de golpeteo a través del varillaje y emplear secciones de menor diámetro, proporciona la facilidad de emplear altas presiones, en el orden de Ing. Miguel A. Gil
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150 a 250 psi, equivalentes a 10,5 y 17,75 atmósferas, respectivamente, elevando considerablemente la velocidad de perforación y una mejor limpieza del hueco.
Perforadoras manuales (plogas) Las perforadoras manuales, son herramientas diseñadas para realizar trabajos de perforación de huecos de pequeño diámetro y, en forma general, la herramienta adecuada para las siguientes condiciones: -
Pequeños huecos (22 a 34 mm) Bancos bajos (huecos hasta 6 m) Repiés e irregularidades en la rasante Voladura de rocas sueltas Espacios pequeños Áreas de muy difícil acceso
Las perforadoras manuales utilizan barrenos integrales desde 400 hasta 6000 mm de longitud. La rotación de la barra es del tipo de rotación dependiente, donde la culata es diseñada con una serie de estrías helicoidales que corren sobre las guías de un acople instalado en el frente del martillo, la cual, al ser movida en forma de vaivén por el golpeteo del pistón, proporciona el giro. Este tipo de herramienta se utiliza sólo cuando el uso de equipos grandes de perforación es impráctico o antieconómico. Las perforadoras manuales, tradicionalmente, han sido diseñadas con sistemas neumáticos, suministrándole la potencia a través de un compresor portátil de aire comprimido. El golpeteo y el soplado son controlados por mandos colocados en los mangos del martillo; cuando se acciona el aire para el soplado del hueco, se detiene el golpeteo y el flujo completo de aire pasa directamente a la broca. Un típico martillo neumático manual, medianamente pesado tiene las siguientes características: -
Diámetro del pistón: 70 mm Recorrido del pistón: 50,80 mm Frecuencia de impacto: 43 Hz Largo del martillo: 572 mm Peso del martillo: 23 kg Consumo de aire a 6 bar: 3,50 m3/min
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SISTEMAS DE MONTAJE PARA OPERACIONES SUBTERRÁNEAS La profundidad de los barrenos y el avance por ciclo de perforación representa una de las principales variables para controlar que el avance o profundización sea óptimo. El avance máximo por ciclo de perforación es controlado por la coordinación de las operaciones de perforación, extracción de mineral y ciclo de sostenimiento. Existen básicamente dos formas de avance en la profundización de pozos: avance por bancos y avance global. La selección entre el método de bancos o global depende de las condiciones del terreno, caudal de agua y forma de extracción del mineral. Los equipos de perforación que más se utilizan en labores de interior son los siguientes: -
Jumbos para excavación de túneles y galerías, explotaciones por corte y relleno, por cámaras y pilares, etc. Perforadoras de barrenos largos en abanico en el método de cámaras por subniveles. Perforadoras de barrenos largos para sistemas de cráteres invertidos y cámaras por banqueo. Otras unidades tales como los vagones perforadores sobre neumáticos y los carros sobre orugas, similares a los utilizados en superficie.
Jumbos para la perforación mecanizada de galerías Los jumbos de perforación son diseñados básicamente para ser utilizados en la perforación de galerías o túneles. La estructura está compuesta de una plataforma montada sobre oruga o neumáticos, sobre la plataforma se ubican varios brazos impulsores, en los cuales se acoplan las perforadoras. En la actualidad los jumbos tienen integrados todas las fuentes de servicio, tales como compresores, empujadores, etc. El equipo está concebido para trabajar prácticamente en cualquier sección, no obstante tiene una gran utilidad para trabajos en minas y galerías de secciones entre 7 y 15 m² y se caracterizan por la buena maniobrabilidad, rapidez en su desplazamiento e instalación, de tamaño peso adecuado para bajarlo a través del pozo principal de la mina.
Jumbos para la perforación de galerías
Los jumbos para la perforación mecanizada de galerías se fabrican en muchos modelos con el objeto de ceñirse a las diferentes necesidades que se dan en las explotaciones mineras con sus distintas particularidades. Existen máquinas sobre vías para galerías que utilizan este sistema de desplazamiento. Otros modelos incorporan orugas o neumáticos. Los jumbos de perforación sobre neumáticos, accionados por un motor diesel constituyen, hoy, los equipos más utilizados. Sus principales aplicaciones en labores subterráneas se encuentran en: -
Avance de túneles y galerías. Bulonaje y perforación transversal. Banqueo con barrenos horizontales. Minería por corte y relleno.
Los componentes básicos de estos equipos son: el mecanismo de traslación, el sistema de accionamiento, los brazos, las deslizaderas y los martillos. Ing. Miguel A. Gil
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Estas máquinas pueden ser remolcables o más habitualmente autopropulsadas. Estas últimas disponen de un tren de rodaje sobre: neumáticos, orugas o carriles. El primero, es el más extendido por la gran movilidad que posee (hasta 15 km/h), por la resistencia frente a las aguas corrosivas y por los menores desgastes sobre pisos irregulares. Los chasis en la mayoría de los casos son articulados, posibilitando los trabajos de excavaciones con curvas. El montaje sobre orugas se utiliza cuando hay muy mal piso, galerías estrechas, con pendientes altas (15° - 20°) y pocas curvas. No son muy frecuentes en trabajos subterráneos. Los jumbos sobre carriles, que han caído muy en desuso, encuentran aplicación cuando los trabajos presentan: una gran longitud, pequeña sección; problemas de ventilación y los equipos de carga y transporte del material se desplazan también sobre carril. Con estos equipos es imprescindible que desde cada posición el jumbo pueda perforar todos los barrenos previstos.
Las fuentes de energía pueden ser: diesel, eléctrica o de aire comprimido. Los motores diesel que sirven para el accionamiento del tren de rodadura, por transmisión mecánica o hidráulica, pueden usarse también para accionar todos los elementos de perforación, incluidas las unidades compresoras e hidráulicas. Este sistema se utiliza en proyectos de pequeña envergadura y cuando no existen problemas de contaminación en el frente. Más habitual es emplear el motor diesel para el desplazamiento del equipo y un motor eléctrico para el accionamiento de los elementos de perforación. En este caso se necesita disponer de una instalación de distribución de energía eléctrica. Por último, el aire comprimido sólo se usa cuando se dispone de una red en buen estado, en caso contrario el sistema se desecha casi siempre. Los brazos de los jumbos modernos están accionados hidráulicamente existiendo una gran variedad de diseños, pero, pueden clasificarse en los siguientes grupos: de tipo trípode, de giro en la base o en línea. Del número de cilindros y movimientos del brazo dependen la cobertura y posibilidades de trabajo de los jumbos, por lo que la selección de los brazos es un aspecto muy importante, sobre todo en obra pública, más que en minería, ya que las labores a realizar son muy variadas. También existen brazos de extensión telescópica con incrementos de longitud entre 1,2 y 1,6 m. El número y dimensión de los brazos está en función del avance requerido, la sección del túnel y el control de la perforación para evitar sobreexcavaciones. Como criterios generales debe cumplirse que: el número de barrenos que realiza cada brazo sea aproximadamente el mismo, la superposición de coberturas entre brazos no sea superior del 30% y el orden de ejecución de los barrenos sea el que permita globalmente unos tiempos de desplazamiento de los brazos menor. Ing. Miguel A. Gil
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Para calcular el número de brazos de que debe disponer un jumbo por cada operador y el rendimiento del mismo, pueden emplearse las siguientes fórmulas:
donde: Nb = Número de brazos por operador. Pj = Producción del jumbo por operador (m/h). Lv = Longitud de la varilla (m). VP= Velocidad de penetración (m/h). tm = Tiempo de sacar varilla, movimiento de la deslizadera y emboquille (1-2 min). tb = Tiempo de cambio de boca (1,5 - 3 min). lb = Metros de barreno por cada boca (m). e = Eficiencia del operador (0,5 - 0,8). Las deslizaderas pueden ser de las clases descritas anteriormente, predominando las de cadena y de tornillo sinfín. Son más ligeras que las utilizadas a cielo abierto, y disponen el motor de avance en la parte posterior de las mismas para evitar los golpes. Además de los centralizadores finales, se emplean centralizadores intermedios para suprimir el pandeo del varillaje que suele ser de gran longitud y pequeña sección. Como no es normal añadir varillas para la perforación de una voladura, éstas llegan a tener longitudes de hasta 4,20 m, e incluso mayores. Cuando el operador tiene que controlar varios barrenos, el control de las deslizaderas puede ser automático con detención de la perforación cuando se alcanza una profundidad predeterminada, o el martillo ha terminado su recorrido sobre la deslizadera. Asimismo, es normal incorporar un Ing. Miguel A. Gil
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sistema de paralelismo automático para eliminar las desviaciones por errores de angulación y dispositivos de emboquille a media potencia. Las perforadoras pueden ser rotopercutivas o rotativas, según el tipo de roca que se desee volar, el diámetro de perforación y el rendimiento exigido. Estas perforadoras, a diferencia de las de cielo abierto, tienen un perfil bajo para poder realizar correctamente los barrenos de contorno, sin una inclinación excesiva que dé lugar a dientes de sierra. Por esta razón, los sistemas de rotación de los martillos suelen ir en posición opuesta a la de los de cielo abierto, quedando dentro de las deslizaderas.
Los diámetros de perforación dependen de la sección de los túneles o galerías, que para una roca de resistencia media a dura, pueden fijarse según lo indicado en la figura. Como para esos calibres el varillaje, tanto si es integral como extensible, está entre los 25 mm y los 37 mm de diámetro, las perforadoras de interior son mucho más ligeras que las de cielo abierto con energías por golpe más bajas y frecuencias de impacto mayores. En cuanto a los martillos, la tendencia ha sido la utilización progresiva de los accionados de forma hidráulica en sustitución de los neumáticos, debido a todas las ventajas descritas en epígrafes precedentes, a las que hay que añadir aquella que se refiere a la de menor contaminación por las nieblas de aceite y eliminación de los problemas de hielo en escapes.
Perforadoras de barrenos largos en abanico En minería metálica subterránea se aplican con frecuencia los métodos de explotación conocidos por cámaras y hundimientos por subniveles. Para el arranque con explosivos es necesario perforar con precisión barrenos de longitudes entre los 20 y 30 m, dispuestos en abanico sobre un plano vertical o inclinado, ascendente y descendente. Inicialmente se empleaban martillos neumáticos con diámetros entre 50 y 65 mm. Los rendimientos de perforación y productividades en el arranque que se conseguían eran bastante Ing. Miguel A. Gil
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bajos. Los equipos que, aún hoy día, se utilizan constan de unos martillos montados sobre deslizaderas, generalmente de tornillo sinfín, que sujetas a unos soportes de balancín o coronas ancladas a una barra transversal, permiten cubrir todo un esquema de perforación en abanico desde una misma posición. Los equipos más pequeños van instalados sobre un patín o skip conectado a un panel de control y los medianos sobre vagones de neumáticos autopropulsados. Las unidades disponen de control remoto para el manejo de las perforadoras, Así como de engrasadores de línea y dispositivos de apoyo sobre los hastiales de la excavación para evitar los movimientos del conjunto. Últimamente, el empleo de martillos hidráulicos y varillajes pesados ha permitido llegar a diámetros de 102 y 115 mm haciendo de nuevo interesantes estos métodos de laboreo, ya que habían perdido terreno frente a otros alternativos como el de cráteres invertidos o cámaras por banqueo. Los equipos de mayor envergadura disponen de un sistema de perforación electrohidráulico, semejante al de los jumbos sobre neumáticos, y un motor térmico para los traslados o incluso para el accionamiento de la central hidráulica. Los chasis son generalmente rígidos sobre orugas o neumáticos, aunque existen también unidades articuladas sobre neumáticos. Las deslizaderas varían según el fabricante, pudiendo ser de cadena, tornillo sinfín o de cilindro telescópico. Estas deslizaderas pueden moverse lateral mente para perforar barrenos paralelos o girar 3600 para realizar barrenos en abanico. Para conseguir un posicionamiento firme y seguro durante el emboquille y la perforación se dispone de cilindros de anclaje de techo y muro.
Perforación de barrenos largos de gran diámetro La aplicación del método de Cráteres Invertidos y su derivado de Barrenos Largos supuso hace algunos años una revolución en la minería metálica, ya que permiten el empleo de grandes diámetros y esquemas de perforación, que se traducen en unos altos rendimientos y productividades y bajos costes de arranque. La perforación se realiza en diámetros que oscilan entre los 100 y 200 mm, y generalmente con martillos en fondo de alta presión con los que se consiguen velocidades de penetración interesantes, Aunque existen algunas máquinas montadas sobre neumáticos, el tipo de chasis más utilizado es el de orugas. Las principales diferencias de estos carros si se comparan con los de cielo abierto son: -
Tienen un diseño más compacto con una deslizadera más corta y robusta, y sistema de avance por cilindro hidráulico o cadena. Disponen de gatos hidráulicos de nivelación. La cabeza de rotación proporciona un gran par de giro y amplio control sobre la velocidad de rotación.
Además de la perforación de los barrenos de producción se utilizan en otros trabajos como son: taladros para desagües, ventilación, rellenos hidráulicos, conducción de líneas eléctricas, cueles en galerías y túneles, así como para el avance de chimeneas Ing. Miguel A. Gil
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Perforadoras manuales Las perforadoras manuales de interior y de cielo abierto son, conceptual mente y forma de trabajo, similares, y sólo se diferencian en pequeños detalles. La empuñadura de las de exterior es abierta, para sujetar el martillo con las dos manos, mientras que en las de interior, con el fin de adaptarlas al barrenado horizontal, la empuñadura es cerrada y para una sola mano. En las primeras, el accionamiento y barrido es totalmente neumático, mientras que en las que se utilizan en trabajos subterráneos el barrido puede realizarse con agua y/o aire. La presión del agua debe ser siempre inferior a la del aire para evitar inundar al martillo. Las perforadoras manuales, se utilizan en pequeñas y grandes operaciones de minería debido a las ventajas que ofrecen su versatilidad y poco peso, lo que la hace fácilmente transportable por el operador. El uso de este equipo de perforación se ha generalizado en minas subterráneas y está compuesto básicamente por: -
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Una empuñadura con sus respectivos acoplamientos para controlar el flujo de aire y agua. Un cuerpo central, constituido por la camisa, el cilindro y el pistón con su dispositivo de giro de la barra. Un portabarrenos donde se acoplan las barras.
De acuerdo a su peso los martillos perforadores se dividen en: -
Martillos perforadores livianos, con un peso menor de 18 kg. Martillos perforadores medianos, con un peso comprendido 18 y 27 kg. Martillos perforadores pesados, con un peso mayor de 27 kg. Ing. Miguel A. Gil
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Los martillos perforadores medianos y pesados se utilizan apoyados en soportes y ayudados por empujadores, logrando fuerzas de empuje de 200 kp y más. El rendimiento del martillo es variable y depende de los siguientes factores: -
Tipo de roca. Condiciones de la barra. Experiencia del operador. Tipo de martillo y accesorios.
Las barras generalmente utilizadas por los martillos perforadores manuales son del tipo integral, de forma hexagonal hechas de un acero especial. Tiene un orificio central para la inyección de agua y terminan en una broca cortante de carburo de tungsteno. Las barras se fijan a las perforadoras por medio de retenedores en forma de aldaba. Son de tipo integral con diámetros de 19 - 22 - 28 - 32 - 38 - 50 mm. y longitudes de 400 a 6.400 mm. Los diseños se diferencian en los sistemas de válvula utilizados, oscilantes o tubulares, y mecanismo de rotación, barra estriada o rueda de trinquetes. Los consumos de aire oscilan entre los 50 y 100 l/s y las dimensiones de los pistones y carreras de los mismos varían entre 65 a 80 mm y 45 a 70 mm, con frecuencias de impactos entre 30 y 50 golpes por segundo. Para amortiguar el ruido del escape pueden colocarse silenciadores que rodeen a las camisas de los cilindros, los silenciadores apenas afectan a las velocidades de perforación y reducen el nivel de ruido en unos 7dB. En los proyectos subterráneos, además de la perforación secundaria, se utilizan como equipos de producción y también en túneles y galerías de pequeña sección y longitud, donde no se justifica la inversión en equipos mecanizados. En estos casos suele trabajarse con empujadores para la realización de barrenos horizontales y columnas o cilindros de avance cuando la perforación es vertical.
Captadores de polvo La eliminación del polvo producido durante la perforación se realiza con dos fines: mejorar las condiciones de trabajo y aumentar la productividad. El polvo de perforación, especialmente si la roca presenta un alto contenido en sílice y el tamaño es inferior a 0,005 mm, .constituye un riesgo para la salud de los operadores, por lo que en muchos países existen normas de seguridad o higiene que obligan a su eliminación. Otros argumentos técnicos y económicos que justifican el empleo de los captadores son: -
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Menores costos de mantenimiento del equipo motocompresor, con una disponibilidad mecánica más alta. Mayor velocidad de penetración, entre un 2 y un 10%, debido a que el detrito se arrastra fuera del barreno evitándose su remolienda. Además, el operador puede Ing. Miguel A. Gil
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estar más cerca de los mandos de la máquina incrementándose la eficiencia y el control de la perforación. Costos de perforación más bajos, tanto por el mayor rendimiento como por la disminución de los costos de desgastes, fundamentalmente de brocas. Posibilidad de recoger muestras representativas de las rocas atravesadas para el control de leyes y planificación.
En la actualidad, todos los equipos de perforación pueden trabajar con captadores de polvo, incluidos los martillos manuales. Presentan notables ventajas técnicas frente a los sistemas de inyección de agua o agua con espumante, y éstos sólo se justifican cuando durante la perforación las formaciones rocosas presentan agua. Los captadores de polvo constan básicamente de: -
-
-
Una campana de aspiración, que se coloca en la superficie en el punto de emboquille del barreno y donde se aspira el polvo que se envía a través de una manguera a la unidad de separación y filtrado. Sistema de separación y filtrado. Se realiza en dos etapas: en la primera se efectúa un ciclonado separando la mayor parte del polvo grueso y la totalidad de las partículas grandes, y en la segunda se lleva a cabo el filtrado reteniendo el resto del polvo con unos tamaños inferiores a las 5 µm. Sistema de depresión o vacío parcial del conjunto, con ventilador situado en la etapa final después de la unidad de filtrado y que se acciona con una fuente de energía eléctrica o hidráulica, y ocasionalmente de forma neumática.
La campana de aspiración tiene dos aberturas: una en la parte superior para dejar paso al varillaje y otra en la inferior de mayor diámetro por donde pasa el aire de barrido con el detrito y polvo. El diseño de la campana debe evitar las fugas de aire dentro de la misma al producirse la expansión del polvo de perforación. Esto se consigue en los equipos pequeños gracias a la succión del ventilador, y en los equipos grandes mediante un eyector de aire comprimido que aumenta dicha capacidad de succión. Los captadores pequeños tienen filtros tubulares, con retención interior, mientras que en los grandes se suelen utilizar filtros planos con retención exterior. La limpieza de los filtros se realiza regular y automáticamente en cada cambio de varilla o tubo de perforación. Los filtros tubulares se limpian mediante un vibrador de bolas que produce la sacudida de éstos y en los de filtros planos con impulsos neumáticos de soplado. El polvo puede recogerse en bolsas o depositarse directamente sobre la superficie del banco.
PARÁMETROS OPERATIVOS Los esquemas de trabajo en las operaciones de perforación y voladuras, están, generalmente, interrelacionados con las diferentes etapas del total de las operaciones (excavación, carga, acarreo, movimiento de tierras, procesamiento de materiales, etc.), por lo que la ubicación de cada una de ellas en el tiempo, o la secuencia de las mismas, están influenciados por los siguientes factores: -
Orden de ejecución de la operación Capacidad y tipo de equipos Tiempo disponible para cada etapa
Cada etapa de la excavación de rocas está basada en la duración y secuencia de cada una de ellas, específicamente determinada en el plan de ejecución de las operaciones o esquemas de trabajo. Los patrones de perforación y las técnicas de voladura se planifican con el objeto de fracturar la roca de una manera eficiente, para suministrar la granulometría adecuada de la roca Ing. Miguel A. Gil
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con el fin de optimizar las operaciones de carga, acarreo y trituración que se desarrollan a continuación, de forma que el conjunto de las operaciones, se realice de manera económica. Para una adecuada planificación y control de las operaciones es determinante conocer los siguientes aspectos: Rendimiento de las operaciones de perforación Consumo de combustible y lubricantes
-
Rendimiento de la operación de perforación Es de crucial importancia prestar la debida atención al diseño de la perforación y la voladura y seleccionar los equipos adecuados para realizar las operaciones. La cantidad de roca a ser excavada y el esquema de trabajo determinan la capacidad requerida de los equipos de perforación. El rendimiento de la perforación depende de los siguientes factores: Características técnicas del equipo Perforabilidad de la roca Diseño de los patrones de voladura Planificación del turno de trabajo
-
Las características técnicas del equipo y la perforabilidad de la roca determinan la velocidad de penetración y la capacidad de perforación del equipo seleccionado. El rendimiento de la perforación por turno es el resultado de la combinación de la capacidad de la perforación por hora y los tiempos de demora que ocurren durante las operaciones. El número de equipos necesarios para las operaciones viene a ser el resultado de combinar el rendimiento por turno de la perforadora y los volúmenes de roca requeridos. El rendimiento de las operaciones de perforación por turno de trabajo lo podríamos resumir en la siguiente fórmula:
Donde, Vp = Velocidad media de perforación Rt = Rendimiento del turno de trabajo De = Disponibilidad del equipo
Velocidad media de perforación (Vp) La velocidad media alcanzada por una perforadora en un período de trabajo largo depende, al margen de la eficiencia de organización, de los siguientes factores: -
Profundidad de los barrenos. Tiempos de maniobras.
La longitud de los barrenos marca el número de varillas y acoples de la sarta de perforación, que afectan a los ritmos de avance, pues existen pérdidas de energía debidas a: -
-
Falta de rigidez en los acoplamientos, que dan lugar a unas pérdidas del 3% de la energía transmitida por efectos de las reflexiones y del 5,5% aproximadamente por fricciones que se transforman en calor. Rozamientos internos con elevación subsiguiente de la temperatura del varillaje, al actuar éste como vehículo de transmisión de las ondas de choque. Las pérdidas se estiman entre un 0,2 y 0,4% por cada varilla.
Las cifras indicadas sólo son válidas cuando se trabaja con martillo en cabeza. La velocidad de penetración media que resulta puede así calcularse en función del número de varillas empleado, teniendo en cuenta una caída media del rendimiento del 9% equivalente a la pérdida de energía. Ing. Miguel A. Gil
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Cuando se perfora con martillo en fondo, la velocidad de penetración prácticamente permanece constante con la profundidad, pues las tuberías no constituyen el medio físico de transmisión de la energía de percusión, ya que sólo se utilizan para canalizar el aire de accionamiento y efectuar la rotación. El valor medio de la velocidad de penetración está condicionado por los tiempos muertos o no productivos derivados de: -
Desplazamientos de la máquina de un barreno a otro. Posicionamiento y emboquillado. Cambio y extracción de varillas. Limpieza del barreno, atascos, etc.
Para entender mejor el esquema que se desarrolla durante el trabajo de perforación de la máquina y obtener el rendimiento de la misma, veamos los elementos que lo condicionan: -
Rata de penetración (velocidad de penetración, rata de penetración neta): Este índice está referido al tiempo efectivo utilizado para perforar la roca sin pérdida de tiempo. Normalmente se mide desde el comienzo de la penetración de la broca en la roca hasta que termina, de un solo pase. El índice se obtiene de la resultante de dividir la cantidad de metros perforados entre los minutos consumidos (m/min). En las operaciones ya establecidas, el índice puede ser calculado de manera práctica en el terreno. Para operaciones nuevas, se asume el índice obtenido de operaciones realizadas en áreas de características similares o la información proporcionada por los fabricantes de equipos, en función del tipo de roca a perforar. La velocidad de penetración conseguida por un equipo a rotopercusión depende de los siguientes factores:
Características geomecánicas, mineralógicas y de abrasividad de las rocas. Potencia de percusión de la perforadora. Diámetro del barreno. Empuje sobre la boca. Longitud de perforación. Limpieza del fondo del barreno. Diseño del equipo y condiciones de trabajo, y Eficiencia de la operación.
Para un equipo dado, la velocidad de penetración puede predecirse a través de los siguientes procedimientos: Extrapolando los datos obtenidos en otras condiciones de trabajo. Con fórmulas empíricas. Mediante ensayos de laboratorio sobre muestras representativas. -
Tiempo consumido por movimientos operativos: Está referido al tiempo consumido en las siguientes actividades: Cambio de barras: Tiempo que demora el operador, después de haber introducido en su totalidad la barra con la cual está perforando, en desacoplar la culata del manguito, acoplarla a un nuevo manguito, elevar el martillo hasta el extremo superior de la torre, acoplar la barra siguiente en el manguito de la culata y en el manguito de la barra introducida para continuar con la operación. Limpieza del hueco: Tiempo empleado en operaciones de vaivén con la sarta de perforación dentro del hueco, con el sistema de percusión detenido, suministrando aire comprimido para completar la limpieza del hueco, después de haber alcanzado la profundidad establecida.
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Retiro de barras: Tiempo empleado en desacoplar y retirar de la sarta cada una de las barras y manguitos utilizados en la perforación, dejando solamente la barra que tiene acoplada la broca en la torre del taladro. Cambio de hueco: Tiempo Empleado, después de finalizada la labor de perforación del hueco, en retraer y posicionar la torre para el movimiento del taladro, trasladar la máquina hasta el próximo hueco a perforar y estacionarla en el sitio de perforación del próximo hueco. Posicionamiento: Tiempo empleado en posicionar y fijar la torre encima del punto marcado para la perforación, para el inmediato comienzo de la perforación. La tabla que se muestra a continuación describe los diferentes momentos de la operación de perforación, de una voladura con huecos de 12,00 m de profundidad (H), utilizando una perforadora neumática con barras de 10’ (3,00 m) y brocas de 3 ½” (88,9 mm). Ciclo típico de perforación Posicionamiento Perforación con barra 1 Acoplamiento barra 2 Perforación con barra 2 Acoplamiento barra 3 Perforación con barra 3 Acoplamiento barra 4 Perforación con barra 4 Limpieza de hueco Retiro de barras Cambio de hueco
04’:00’’ 12’:06’’ 00’:33’’ 13’:26’’ 00’:30’’ 15’:12’’ 00’:32’’ 12’:42’’ 00’:30´´ 03’:18’’ 03’:47’’
Ciclo total de la operación
66’:36’’ o 66,60’
Encontramos, entonces, que el ciclo total de la operación es de 66’:36’’ (66,60 minutos); Resumiendo, tenemos: Tiempo consumido en actividades de perforación: Está referido a la contabilización del tiempo utilizado en labores de penetración exclusivamente (Tp), para tal efecto, el consumido por la introducción de barras. En nuestro ejemplo se obtiene un total de 53’:26’’ (53,43 minutos). Este resultado, al relacionarlo con la profundidad alcanzada, obtenemos como producto la velocidad (rata) de penetración (Vp), la cual sería igual a:
Tiempo consumido en actividades operativas conexas: Está referido al tiempo utilizado en el resto de las actividades operativas distintas a la penetración, tales como posicionamiento, cambio de hueco, montaje y desmontaje de barras, etc.. En el ejemplo que nos ocupa, este tiempo arroja un total de 13’:10’’ (13,16 min). Este tiempo, en operaciones, es denominado como “Demoras operativas inevitables”. El seguimiento y análisis de estas demoras proporcionan un área de oportunidad para la optimización de las operaciones de perforación. La velocidad de penetración depende de las características técnicas del equipo y las propiedades de la roca. La determinación de la velocidad media de perforación depende, entonces, de tres factores: de la velocidad de penetración, la habilidad del operador y el rendimiento energético del sistema (Re), reflejada en los tiempos de las actividades conexas. Por lo tanto, la velocidad media de perforación (Vp) podríamos calcularla dividiendo el total de metros perforados por hueco entre el tiempo total del ciclo (Tt) y multiplicándolo por el rendimiento energético del sistema: Ing. Miguel A. Gil
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Rendimiento del turno de trabajo (Rt) Como rendimiento del turno de trabajo consideraremos el porcentaje de horas netas de trabajo durante un turno de 8 horas. Para obtener esa relación, veamos los factores que la condicionan: Turno de trabajo: En las labores operativas continuas, como lo es el caso de las minas y canteras, se considera como turno de trabajo el período continuo de 8 horas (jornada). Normalmente, el período de 24 horas se divide en tres jornadas o turnos de trabajo: -
I turno: Horario comprendido entre las 23:00 y las 07:00, con un total de horas trabajadas de 40 por semana II turno: Horario comprendido entre las 07:00 y las 15:00, con un total de horas trabajadas de 44 por semana. III turno: Horario comprendido entre las 15:00 y las 23:00, con un total de horas trabajadas de 42 por semana
En las labores de una sola jornada, se labora un solo turno de 8 horas y un total de 44 horas semanales, lo que generalmente implica el trabajo de 5,5 días semanales (8 horas de lunes a viernes y 4 horas los sábados o trabajo los días sábados de 8 horas de manera alternada –un sábado trabajado y el siguiente libre-. Hora de entrada: Hora en la cual los trabajadores marcan su ingreso a planta, según el turno que el corresponde (07:00, 15:00 ó 23:00) Inicio de las operaciones: Hora en la cual el equipo entra, efectivamente, en operaciones de perforación. El tiempo transcurrido entre la hora de entrada y el inicio de las operaciones es considerada como demora, y está relacionada con las siguientes actividades: -
-
Mudarse de ropa: Cambio de la ropa de calle con la que el trabajador ingresa a planta por la ropa de trabajo. Traslado al sitio de trabajo: Tiempo empleado en presentarse el trabajador al sitio donde se encuentra la máquina. Este tiempo va a depender de la lejanía del área de trabajo respecto al lugar donde lo deja el transporte. Revisión del equipo: Tiempo empleado por el operador en revisar y dejar a punto los equipos antes de proceder a su arranque.
Hora de comida: De acuerdo a la Ley Orgánica del Trabajo, en una jornada laboral continua, el trabajador debe disponer, a la mitad del turno, un período de ½ hora de descanso para comer. Dependiendo de la naturaleza de las operaciones y las particularidades de cada sitio de trabajo, alrededor de esta ½ hora pueden acumularse demoras tales como: -
Traslado del trabajador de su sitio de trabajo hasta el comedor (en caso de que lo hubiese). Traslado del trabajador desde el comedor hasta el sitio de trabajo
Terminación de las labores: Hora en que el trabajador, efectivamente, termina la operación y apaga los equipos. Entre esta hora y la hora de salida de planta, se acumula otro tiempo de demora constituido básicamente por: -
Traslado del trabajador hasta los vestuarios Aseo y cambio de ropa
Salida de la Empresa: Hora de terminación de la jornada Ing. Miguel A. Gil
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Resumiendo lo analizado con un ejemplo típico tenemos: Desarrollo de labores en una jornada de trabajo Actividades
Hora
Ingreso a planta Cambio de ropa Revisión de equipos Inicio de operaciones Parada comida Inicio operaciones Término de operaciones Finalización del turno
07:00
Total demoras
Demora 12’ 20’
07:32 11:50 12:35 14:45 15:00
45’ 15’ 92’
Como se puede observar, de las 08 horas de trabajo de un turno, tenemos un total de 1h:32m de demoras, lo cual, nos refleja un tiempo efectivo de trabajo (He) de 6h:28m. El rendimiento del turno de trabajo (Rt), será por consiguiente, la relación entre las horas efectivas trabajadas y las horas formales de trabajo (Ht), por lo tanto:
Lo que es igual a un 80,83% de aprovechamiento del turno de trabajo Es importante insistir en el análisis de las demoras que se presentan durante el turno de trabajo, debido a que en la medida que se reducen, aumenta el rendimiento de la perforación. Las demoras, en forma general, se han agrupado en dos tipos: demoras previstas y demoras imprevistas. Dentro de ellas existen otras categorías como son: -
Demoras físicas: Son aquellas generadas, exclusivamente, por el factor humano Demoras mecánicas: Son aquellas generadas por el equipo Otras demoras: Las ocasionadas por agentes externos.
Demoras previstas: Son todas aquella demoras inevitables en el transcurso de la operación. -
Demoras físicas: Tiempo de llegada y salida del área de operaciones, cambio de ropa, receso para la comida. Demoras mecánicas: Revisión del equipo, suministro de combustible y lubricantes, cambio de barras, introducción de barras, cambio de hueco, acoplamiento, salida de barras, etc.
Este tipo de demoras, como su nombre lo indica, no pueden ser evitadas, son tangibles y constituyen un punto clave para la planificación de las operaciones. Por otro lado, aunque no pueden ser evitadas, pueden ser perfectamente controlables. Demoras imprevistas: Son aquellas que pueden ocurrir de manera fortuita y afectan el desenvolvimiento de las operaciones. No pueden ser planificadas, aunque muchos de los planificadores estiman un porcentaje de ocurrencia de las mismas dentro del tiempo previsto en las operaciones. -
Demoras físicas: Revestimiento de paredes del hueco por derrumbe o presencia de grietas, etc. Demoras mecánicas: Desperfecto en los equipos Otras demoras: Lluvias, picadas de insecto, mordedura de animales, etc.
Muchas de las demoras imprevistas pueden evitarse con una buena planificación del trabajo de perforación y una supervisión efectiva. Ing. Miguel A. Gil
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Disponibilidad del equipo (De) Toda la maquinaria en labores de construcción, canteras y minas están sujetas a labores de mantenimiento, discriminadas de la siguiente manera: Mantenimiento del equipo: Todos los equipos utilizados en minería, construcción o canteras tienen una cartilla de mantenimiento, la cual establece la frecuencia de las paradas del equipo para mantenimiento general, recambio de piezas de desgaste, etc., estas labores de mantenimiento, generalmente, están programadas en función de las horas trabajadas de manera continua. El fiel cumplimiento del programa de este tipo de mantenimiento reduce considerablemente la posibilidad de daños en el equipo de manera imprevista.
Reparaciones de campo: Generalmente son demoras imprevistas por accidente de equipo durante la operación. Este tipo de demoras, por lo aleatorio de su ocurrencia difícilmente pueden ser planificadas, aunque, en muchos casos, se asume un porcentaje de ocurrencia de las mismas.
Tenemos, entonces, que la disponibilidad del equipo es la probabilidad de que el equipo opere de manera continua y satisfactoria, pudiéndose calcular de la manera siguiente:
Donde: De = Disponibilidad del equipo (%) T1 = Tiempo efectivo en operación (hrs) T2 = Tiempo en labores de mantenimiento preventivo y correctivo (hrs) El cálculo de este índice se presenta sencillo en las operaciones en ejecución, de la cual se lleva un registro histórico por equipos de las horas efectivas trabajadas y las horas dedicadas a mantenimiento y reparación. Por otro lado, en el caso de la preparación de un proyecto o la planificación de operaciones donde no se tenga un registro histórico de esta información, el tiempo efectivo en operación será el estimado, en función de la naturaleza y volumen de trabajo y el tiempo de labores de mantenimiento, sería la sumatoria de las horas programadas para el mantenimiento de los equipos en función de la cartilla de los mismos mas las horas estimadas para reparaciones no programadas en el campo. De acuerdo a las experiencias en estas labores, se podría establecer un estimado de horas por reparaciones no planificadas o correctivas, que podría estar entre el 5% y el 15%, dependiendo de las condiciones del equipo y su cercanía o lejanía del final de su vida útil; por supuesto, estas horas obtenidas se sumarían a T2 y por consiguiente, se tendría una disponibilidad más baja pero más cercana a la realidad. Para entender mejor el punto, veamos un ejemplo: Si consultamos la cartilla de mantenimiento de equipos y ésta nos establece que debe realizarse mantenimiento preventivo cada 125 horas de trabajo efectivo de la máquina, por el lapso de un turno de trabajo (8 h x 0,8083) y además estimamos un porcentaje de reparaciones o ajuste en campo (correctivo) por un total del 5% (6,25 h) del total de horas trabajadas tendríamos:
Por lo tanto, la disponibilidad planificada del equipo sería: De = 91%. Significa esto, que de todas las horas operativas del equipo, solamente se pueden utilizar el 91%, debido a que le resto (9%) estará en labores de mantenimiento preventivo y/o correctivo.
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Rendimiento de la perforación (Rp) Luego de analizados exhaustivamente los puntos anteriores, procedemos a calcular el rendimiento de la perforación (Rp), la cual sería igual a:
El resultado de este cálculo sería, en todo caso, el rendimiento de la perforación durante las operaciones. En el ejemplo que estamos analizando sería:
O, lo que es igual:
Significa que en un turno de trabajo (8 h), el equipo perforaría un total de: 8 h x 7,26 m/h = 58,08 m Los autores Jimeno, Jimeno y Bermúdez, en su “Manual de Perforación y voladura de rocas” (en la reseña bibliográfica), publican la siguiente tabla, donde hacen referencia del comportamiento de la velocidad media de perforación en roca de tipo medio.
Rango Nominal PROFUNDIDAD
HIDRÁULICOS
NEUMÁTICOS
Diámetro (mm)
Máxima (m)
Media (m)
Compresor
Número de operado res
Velocidad de penetración (m/min)
Velocidad media de perforación (m/hr)
Caudal de aire (l/s)
Presión (MPa)
Martillo de mano (20 Kg)
32 – 38
1,5
1,0
1
0,25
4
30
0,7
Martillo de mano (30 Kg)
38 – 45
3,0
2,0
1
0,35
6
60
0,7
Perforadora sobre ruedas (pequeña)
38 – 46
8,0
5,0
1–2
0,45
13
80
0,7
Perforadora sobre ruedas
48 – 64
12,0
7,0
1–2
0,55
16
200
0,7
Perforadora sobre orugas (martillo en cabeza)
64 – 100
20,0
10,0
1–2
0,60
19
200 – 350
0,7
Perforadora sobre orugas (martillo de fondo)
85 – 150
30,0
15,0
1–2
0,40
13
200
1,2
Perforadora sobre ruedas (pequeña)
50 – 75
20,0
10,0
1–2
0,80
25
70
0,7
Perforadora sobre ruedas (grande)
64 - 125
30,0
15,0
1–2
1,00
35
80
0,7
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Una forma más rápida de estimar la velocidad de perforación final consiste en la utilización de ábacos como los de las Figs. Siguientes, que corresponden a carros de superficie y jumbos, y que han sido construidos para unos tiempos totales de maniobra preestablecidos. Por otro lado, en el caso de excavación de túneles y galerías a sección completa, es preciso tener en cuenta que el ciclo dura de uno a dos relevos, dependiendo fundamentalmente de la sección y el grado de sostenimiento requerido. Las cifras mostradas en las figuras que siguen a continuación, sobre las velocidades de perforación anteriores son orientativas y pueden variar en función de las condiciones de trabajo, características del equipo, etc.
CONSUMO DE FILTROS, LUBRICANTES Y COMBUSTIBLE El consumo de filtros está definido por la cartilla de mantenimiento del fabricante y el kit correspondiente a todos los sistemas del equipo (neumático, hidráulico, etc.) se recambian según la cantidad de horas de operación del equipo. En el caso de las grasas, su mayor consumo se circunscribe en el uso para las roscas de los aceros de perforación. Teóricamente, un aproximado de 10 kg de grasa es suficiente para dos semanas de operación a un turno de trabajo por día, cinco días a la semana. Igualmente, el consumo real será determinado en el transcurso de las operaciones. El consumo de lubricantes (aceites de motor y turbina del compresor y aceite para el martillo) depende, en gran medida, del tipo de equipo que se utilice (hidráulico o neumático), de la eficiencia del equipo y la naturaleza del sitio de trabajo (tipo de roca, diámetro del hueco, profundidad del hueco, aceros de perforación utilizados, etc.). El tiempo calculado como trabajo efectivo en un turno definiría el consumo por turno del mismo. Los consumos de combustible consistirían en el utilizado por los equipos de perforación integrados (con compresor a bordo – power pack), o por el compresor de aire comprimido en el caso de los equipos neumáticos o air track con compresor independiente. Los consumos de combustibles y lubricantes, en un área en operaciones pueden ser estimados en función del análisis estadístico de Ing. Miguel A. Gil
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los consumos reales por un tiempo determinado; pero, en caso de proyectos sin registros históricos, el fabricante de los equipos, en su cartilla de especificaciones establece un consumo promedio de los mismos, dependiendo de las condiciones de trabajo y el tipo de equipo. Tomando un ejemplo del promedio estadístico del consumo de combustible y lubricantes por el lapso de 6 meses de dos equipos neumáticos en operación, marca Gardner Denver modelo AT3200 con martillo PR-123J de 88.9 mm (3 ½’’) de diámetro de perforación en una cantera de dolomita a la salida de la ciudad de Upata, Estado Bolívar, encontramos la relación de consumos tal como sigue: Consumo típico de combustible y lubricantes Cantidad
Horas Metros Ud./hora trabajadas perforados
400,00 lt.
33,33
5,20
Aceite de motor del compresor
3,00 lt.
0,25
0,04
Aceite de turbina del compresor
4,00 lt.
0,33
0,052
Descripción Combustible
12
77
Ud./m
Aceite de martillo
10,00 lt.
0,83
0,13
Grasa
1,00 kg
0,083
0,013
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CAPITULO 22: HERRAMIENTAS DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA El rápido desarrollo de la perforación con martillo en cabeza ha ido incrementando continuamente la eficiencia en la perforación, afectando de manera positiva los costos en las operaciones. La clave en este desarrollo lo ha constituido, sin lugar a dudas, la alta calidad de las herramientas de perforación, las cuales deben ser: -
Capaces de transmitir toda la energía cinética de manera apropiada a la roca Resistentes al desgaste y deformación Fáciles y seguras en su manipulación Económicas De fácil y rápida consecución
Los planificadores de operaciones de perforación pueden encontrar, actualmente, una gama de posibilidades de combinaciones cuando realizan la selección de los aceros para la perforación, considerando dimensiones, tipo de acero y tratamiento térmico. Para realizar un trabajo de perforación específico pueden elegirse diversas combinaciones de accesorios. Los factores que hay que considerar en la selección de sus componentes son: diámetro de los barrenos y longitudes, estructura, resistencia y abrasividad de las rocas, tamaño y potencia de la perforadora, experiencias anteriores y facilidades de suministro. La sarta de perforación está constituida generalmente por los siguientes elementos: adaptadores de culata o shank (1), acoples o manguitos (2), barras o varillas de extensión (3) y brocas (4).
Los aceros empleados en la fabricación de estas herramientas deben ser resistentes a la fatiga, a la flexión, a los impactos y al desgaste en las roscas y culatas. Lo ideal es usar aceros con un núcleo no muy duro y una superficie endurecida y resistente al desgaste. Esta estructura se consigue en la práctica de dos formas: 1. Aceros con alto contenido en carbono. Como el empleado en las barrenas integrales. La dureza deseada se consigue controlando la temperatura en el proceso de fabricación. La parte de la culata se trata por separado para conseguir una alta resistencia a los impactos. 2. Aceros de bajo contenido en carbono. Usados en varillas, adaptadores, manguitos y bocas. Son aceros que contienen pequeñas cantidades de cromo o níquel, manganeso y molibdeno. Los tratamientos a los que se someten los aceros suelen ser: Ing. Miguel A. Gil
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Endurecimiento superficial HF (Alta Frecuencia). Calentamiento rápido hasta 900 °C y enfriamiento brusco en agua. Se obtiene una alta resistencia a la fatiga y se aplica en barras, acoples y algunas brocas. Carburación. Aumento del contenido de carbono en la superficie del acero introduciendo las piezas durante algunas horas en un horno con una atmósfera gaseosa rica en carbono y a una temperatura de 925 °C. Se usa en las barras y culatas para conseguir una alta resistencia al desgaste. Bombardeo con perdigones de acero para aumentar la resistencia a la fatiga en los materiales no sometidos a los tratamientos anteriores. Protección frente a la corrosión, mediante fosfatación y aplicación de una fina capa de acero. En cuanto al metal duro de los botones e insertos de las brocas, se fabrica a partir de carburo de tungsteno y cobalto. Este material se caracteriza por su alta resistencia al desgaste y tenacidad, y pueden conseguirse diferentes combinaciones variando el contenido en cobalto, entre un 6 y un 12%, y el tamaño de los granos del carburo de tungsteno. La unión entre el acero y el metal duro se puede hacer con soldadura en las brocas de insertos y por contracción o presión en el caso de las brocas de botones.
BARRAS DE PERFORACIÓN (barrenas, barrenos, varillas) La selección del barreno depende del diámetro del hueco a ser perforado; el seleccionado debe garantizar la velocidad óptima del fluido de circulación para limpieza del hueco. Diámetros muy grandes restringen la salida de las partículas del detritus y muy reducidos, disminuyen la velocidad del flujo y el detritus no sale del hueco, manteniéndose en suspensión a lo largo del mismo y atascando el sistema debido a su acumulación. Los tres principales tipos de barras para utilizarse en la perforación rotopercutiva son:
Barras integrales Barras de extensión Tubos
Cuando la profundidad de los huecos permite la utilización de una sola barra, es preferible utilizar las barras de extensión en lugar de las integrales debido a que las brocas son más fáciles de transportar hasta las estaciones de afilado y en segundo lugar pueden necesitarse diámetros mayores que los que ofrecen las barras integrales. Por otra parte, las barras de extensión permiten intercambiar de manera independiente los adaptadores de culata, barras, manguitos y brocas. Uniendo las barras roscadas puede formarse un tren de varillaje para perforar huecos de mayor profundidad que la longitud de una sola barra, uniéndose las mismas con los manguitos de acoplamiento.
Barras Integrales Las barras integrales son utilizadas en la perforación de bancos bajos y diámetros de 22 a 41 mm, con perforadoras manuales o vagones de perforación livianos. Las barras integrales tienen una culata de acero forjado en uno de sus extremos y una broca, también de acero forjado, de plaquitas o insertos de carburo de tungsteno, en el otro. Cada barra tiene una longitud determinada que no puede variarse. Cuando la primera barra ha perforado la roca, en toda su longitud, se retira y se sustituye por otra más larga. La perforación, consecuentemente, se realiza por etapas, reduciéndose en cada una de ellas el diámetro del inserto, al objeto de evitar atascamientos dentro del barreno. Las barras integrales se agrupan en serie, en las cuales el diámetro disminuye a medida que aumenta su longitud. El diámetro final más pequeño, es en función del tamaño de los cartuchos de explosivo. Ing. Miguel A. Gil
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Los tipos principales de barras integrales que se encuentran en el mercado son:
Barras tipo cincel: Son las de mayor utilización, su afilado es sencillo y en condiciones normales dan un buen rendimiento de perforación. Se utilizan en la perforación de rocas medianamente duras a duras. Barras de inserto múltiple: La forma de la broca que tienen estas barras reduce el riesgo de atascamiento, utilizándose en la perforación mecanizada de rocas blandas y fisuradas, asegurándose así una perforación exenta de dificultades. Barras con broca de botones: Se utilizan en la perforación de rocas escasamente abrasivas y de fácil penetración. Barras para rocas ornamentales: Disponen de cuatro insertos y canales especiales para la evacuación del detrito. Barras de pequeño diámetro: Constituyen un diseño especial de las barras integrales tipo cincel. Se utilizan para la perforación de pequeños barrenos, poseen una velocidad de penetración muy elevada, necesitando, por consiguiente, un mayor espacio para la evacuación del detrito. Este mayor espacio se ha logrado forjando el extremo de la broca con mayor anchura que los flancos de la propia barra.
Barras de Extensión (barras roscadas) Son las más comunes utilizadas en la perforación en bancos de hasta 35 metros de altura con huecos de 38 a 127 mm de diámetro, son suministradas de manera regular en forma de barra de acero carburizado de sección hexagonal o redonda, roscada en los dos extremos y longitudes de 10’, 12’ y 14’ (3, 3,66 y 4,27 m) Uniendo las barras roscadas puede formarse un tren de varillaje para perforar huecos de mayor profundidad que la longitud de una sola barra, uniéndose las mismas con los acoples o manguitos de acoplamiento. Cuando la profundidad de los huecos permite la utilización de una sola barra, es preferible utilizar las barras de extensión en lugar de las integrales debido a que las brocas son Ing. Miguel A. Gil
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más fáciles de transportar hasta las estaciones de afilado y en segundo lugar pueden necesitarse diámetros mayores que los que ofrecen las barras integrales. Por otra parte, las barras de extensión permiten intercambiar de manera independiente los adaptadores de culata, barras, manguitos y brocas. Barras con culata integral: Este tipo de barras tienen una culata integrada a la barra en uno de sus extremos y roscada en el otro (g) o con terminación cónica (i). Barras de extensión de sección completa: Este tipo de barras, que pueden ser hexagonales (a) o redondas (b), tienen la misma dimensión en el centro de la varilla que en las roscas, En las primeras el hexágono circunscribe al círculo que corresponde a las similares de sección redonda, por lo que son más rígidas y también un poco más pesadas. Los trabajos de desarrollo sobre la utilización de barras de sección redonda en la perforación con martillo en cabeza comenzaron en 1980, pretendiendo combinar las ventajas de las perforadoras hidráulicas, obteniéndose un gran rendimiento y una alta calidad de la perforación. Con la aplicación de las perforadoras hidráulicas con martillo en cabeza en la perforación de barrenos de grandes diámetros, superiores a los 115 mm, se han diseñado recientemente unos tubos de perforación semejantes a los que se emplean en los trabajos con martillos en fondo, con conexiones hembra y macho en sus extremos, lo que permite el ensamble de la sarta de perforación sin el uso de acoples o manguitos. Con este tipo de barras se obtiene un mayor rendimiento, en la perforación con martillo en cabeza hidráulico. La utilización de este tipo de barras reduce los costos en la perforación de bancos al facilitar alta eficiencia en la perforación de huecos derechos, reduciendo el consumo de explosivos y minimizando los problemas en las voladuras de huecos profundos. A continuación proporcionamos algunas de las características de la perforación con barras redondas:
Características de barrido: La utilización en la perforación con martillo en cabeza combina alto rendimiento y eficiencia en el barrido, proporcionando un alto volumen de aire en el fondo del hueco, además de facilitar el incremento de la velocidad de desalojo por la reducción del espacio entre el tubo y el hueco, debido al mayor diámetro de la barra. La no utilización de los manguitos proporciona mayor confianza al minimizar los tropiezos de los mismos con las paredes del hueco, debido a su diámetro mayor que las barras y reduce las posibilidades de atranque o entrabamiento de la sarta. Transmisión de la energía: Debido a que las barras redondas tienen una sección transversal mayor que las barras hexagonales, son más fuertes y resistentes, pudiendo aprovecharse al máximo la energía suministrada por el martillo. Estabilidad del hueco: La perforación con barras redondas proporciona una mayor estabilidad al hueco y dificulta las posibilidades de derrumbe debido a que por su diámetro mayor que las barras hexagonales está más cerca de las paredes.
Barras de roscas dobles: Cuando las condiciones de perforación son tales que las vidas de las barras dependen sólo del desgaste de las roscas, se emplean varillas con roscas dobles c). Así, Ing. Miguel A. Gil
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cuando se gasta la primera parte de la rosca, ésta se corta y se puede entonces seguir perforando con la segunda parte. Barras ligeras: Las barras de extensión ligeras d) tienen secciones transversales, normalmente hexagonales, menores que las de la rosca, La designación de este tipo de barras se refiere a las dimensiones de las roscas. Este tipo de herramienta es utilizado, generalmente, en la perforación de túneles y galerías. Barras de acoplamiento integrado: Recientemente, han aparecido en el mercado las barras de acoplamiento integrado e), que permiten una manipulación más sencilla, eliminan el uso de manguitos, la transmisión de energía es mejor, los barrenos son más rectos y la operación más segura. El precio de estas barras es equivalente al de una convencional más un manguito, pero presentan el inconveniente de que en caso de rotura en las uniones, se descartan. También existen en el mercado los tubos guía, que llevan una o dos secciones en los extremos con cuatro aletas exteriores longitudinales. Se fabrican con rosca macho y hembra en los extremos, con lo cual se eliminan los manguitos. Estos tubos permiten realizar la perforación con desviaciones inferiores al 1% y son adecuadas tanto para la perforación de superficie como subterránea. Los tubos guía se colocan detrás de la broca, proporcionando puntos de apoyo adicionales. El resto de la sarta está constituida por barras de 45 a 51 mm. Como el tubo guía se encuentra en el fondo del barreno tiene un efecto similar a una sarta formada totalmente por tubos. En las tablas se muestran los diámetros disponibles y longitudes estándar de las barras comunes y los diámetros y longitudes del varillaje recomendados para barrenos de diferentes secciones. DIÁMETRO DE BARRA
DIÁMETROS DE BROCAS (mm)
LONGITUD MÁXIMA DE BARRENO RECOMENDADA (m)
mm
pulg
25
1
38 - 41 - 45 - 51
6a8
28
1 1/8
38 - 41 - 45 - 51
8 a 10
32
1 1/4
48 - 51 - 57 - 64 - 76
12 a 15
38
1 1/2
64 - 70 - 76 - 89 - 102
15 a 18
45
1 3/4
76 - 89 - 102 - 115
18 a 22
51
2
89 - 102 - 115 - 127
25 a 28
TIPO DE BARRA
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DIÁMETROS LONGITUDES DISPONIBLES (mm) DISPONIBLES (mm)
Hexagonal
25 - 28 - 32 - 38
3050, 3660
Redonda
32 - 38 - 45 - 51
3050, 3660, 6100
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Tubos En los equipos de perforación con martillo de fondo, el varillaje está conformado por tubos con conexiones hembra y macho en sus extremos, lo que le permite el ensamblaje de varios sin la necesidad de utilizar manguitos de conexión como en el varillaje del sistema con martillo en cabeza. Son construidos de aceros especiales de alta resistencia, con menores espesores de las paredes con relación al diámetro exterior (que las barras de martillo en cabeza) y con mayor sección para el paso del aire. La longitud de los mismos va a depender del largo de la torre. Tamaños estándar de tubos de perforación Diámetro (mm)
Longitud (mm)
Rosca (API)
Peso (Kg.)
76
1.500 3.000
2 3/8”
15 25
89
1.500 3.000 4.500
2 3/8”
22 44 63
114
1.500 3.000 6.100
3 ½”
45 61 170
115
7.600
3 ½”
199
127
6.100 7.600
3 ½”
204 257
TIPOS DE ROSCAS La función del roscado es la de unir conjuntamente adaptador, acopladores, barras y broca de manera firme durante el proceso de perforación. El ajuste debe ser eficiente para que los elementos de la sarta se mantengan bien unidos en el fin de conseguir una transmisión directa de energía. El apretado no debe ser excesivo porque dificulta el desacoplamiento de los componentes ensamblados en la sarta, cuando se retira del barreno.
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Las características de desconexión de una rosca están en función del paso y ángulo del perfil. Un paso amplio en combinación con un ángulo de perfil pequeño proporciona un roscado de fácil desconexión. La vida de las rosca depende de la resistencia y volumen de desgaste. La resistencia de la rosca se obtiene proporcionándole a la rosca una capa dura y superficial mediante un proceso de cementación o temple. El apriete de las uniones roscadas durante la perforación, depende de varios factores tales como: la energía de impacto, rotación y resistencia de la rosca. El avance o empuje debe ser el adecuado, debido a que de ser insuficiente, una parte de la energía de impacto se reflejará a lo largo del varillaje, aflojando las uniones. Por otro lado, dado que la energía de impacto desaprovechada se convierte en calor, puede ocurrir que las uniones roscadas lleguen a soldarse. El calor también puede llegar a cambiar los constituyentes de la aleación de acero de la herramienta haciendo que se torne frágil. La vida de la rosca depende de la resistencia y el volumen del desgaste. La resistencia al desgaste se obtiene dotando a la rosca de una capa dura y superficial mediante un proceso de cementación o de temple de alta frecuencia. Existen cuatro tipos principales de rosca utilizadas en las herramientas de perforación:
Rosca tipo R: La rosca tipo R es empleada en las operaciones de perforación de pequeños diámetros, donde se utilizan barras de 22 a 38 mm de diámetro. Esta rosca tiene un paso pequeño (12,7 mm a ½”) y un ángulo de perfil reducido. En la perforación en bancos, barridos por aire y la utilización de perforadoras de gran potencia, con rotación independiente, esta rosca tiende a apretarse excesivamente, por lo que se recomienda el uso de las roscas tipo T. se recomienda en trabajos de perforación subterránea donde el desacople no sea tan frecuente
Rosca tipo T o HM: También llamada rosca trapezoidal, FI o K, tiene un paso grande, que se incrementa en la medida que aumenta el diámetro de la barra, y un ángulo de perfil más grande que el de la rosca R, por lo que hace más fácil el desacoplamiento. Es una rosca totalmente cilíndrica que ofrece características de apriete y desconexión muy equilibradas. Tiene una alta resistencia al desgaste. Es recomendada para la mayoría de los trabajos de perforación donde se requieren varillajes con múltiples barras y es compatible con los equipos de superficie y subterráneos de alto torque. Este tipo de rosca es ampliamente utilizada en barras de diámetro entre 38 y 51 mm.
Rosca tipo EL: Este tipo de rosca es diseñado para barras pesadas, con diámetros de 60 a 70 mm, para su utilización en las nuevas generaciones de equipos de alta potencia. Tiene un paso grande (dos entradas) y el mismo ángulo de perfil que la rosca T. Las características de desconexión son muy favorables. Posee una alta resistencia al desgaste
Rosca tipo BE: Roscas de perfil asimétrico (perfil de “dientes de sierra”), con características de desconexión intermedias entre las roscas R y T. Se utilizan para un rango de diámetros de barras entre 25 y 57 mm. Puede utilizarse para la mayoría de los trabajos de perforación donde se requieren varillajes con múltiples barras y con los equipos de superficie y subterráneos de alto torque.
Cuando se perforan ciertas rocas blandas, las roscas pueden tener una longitud doble, de esta forma cuando se desgasta el primer tramo, se corta y se continúa trabajando con el segundo. También existen roscas especiales, como la rosca en espiral a lo largo de la barra, presentando la ventaja, de mayor aprovechamiento, al irse cortando los tramos gastados, con el inconveniente de no trabajar con longitudes estándar. Los diámetros disponibles e estas barras son 32, 38 Y 45 mm. Ing. Miguel A. Gil
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ADAPTADORES DE CULATA (shank) El adaptador de culata o shank, va acoplado a un mandril dentro del martillo y conectado a la primera barra del varillaje por un manguito. Es el encargado de transmitir la energía de impacto y rotación desde la perforadora al varillaje. La superficie de impacto, estrías y rosca deben ser muy resistentes al desgaste, por lo que se le somete a un proceso de carburización que aporta esa dureza. Básicamente, existen dos tipos de adaptadores, de arrastre Leyner y adaptadores estriados. El primer tipo es usado con varillas de 25 y 32 mm, mientras que los adaptadores de estrías se emplean con diámetros de 38, 44 y 50 mm, con martillos de rotación independiente y teniendo entre 4 y 8 estrías. En las modernas perforadoras con una potencia de impacto de, al menos, 18 Kw los adaptadores se diseñan sin cola - zona delgada detrás de las estrías -, reforzándose así la superficie de impacto. El sistema de barrido puede ser central, en cuyo caso los adaptadores disponen de una empaquetadura o sello interior que es el elemento que entra en contacto con la aguja de soplado, o lateral, Fig. 3.5, teniendo entonces un orificio entre las estrías y la rosca por el que entra el fluido de barrido a través de un dispositivo con empaquetaduras adosado concéntricamente con el adaptador. Otro diseño consiste en las varillas que poseen en un extremo una culata. Se usa en las perforadoras manuales o con los martillos más pequeños en diámetros de 19, 22 y 25 mm con sección transversal hexagonal.
ACOPLADORES (manguitos de acoplamiento) Los manguitos de acoplamiento son utilizados para conectar las barras de extensión unas a otras, hasta conseguir la longitud deseada y lo suficientemente firmes, que permita la máxima transmisión de energía a través de los empates al asegurar que los extremos estén en contacto permanente. Ing. Miguel A. Gil
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Los tipos de manguitos disponibles son: a) b) c) d) e)
Simples. Con semipuente. Con puente. Con estrías. Con aletas de gran diámetro.
Los manguitos con tope central b) y c) evitan el deslizamiento de ese elemento sobre el varillaje. Se usan en todas las roscas T, y en el extremo de la culata de las varillas para perforación de túneles. Los manguitos con estrías d) se utilizan con bocas retráctiles en barrenos con tendencia a atascamientos. Los manguitos con aletas se emplean en barrenos largos de gran diámetro y sirven para centralizar y estabilizar las varillas. Los tratamientos térmicos de fabricación son el endurecimiento superficial, la carburación total o interior solamente. En la Tabla siguiente se indican los diámetros de los manguitos para varillaje de diferente tamaño.
DIÁMETRO DE LA BROCA mm pulg 41 1,625 45 1,75 51 2 57 2,25 64 2,5 70 2,75 76 3 89 3,5
DIÁMETRO DEL VARILLAJE mm pulg 25 1 28 1,125 32 1,25 32 1,25 38 1,5 38 1,5 45 1,75 51 2
DIÁMETRO DE LOS ACOPLES mm pulg 36 1,4375 40 1,625 44 1,75 44 1,75 55 2,15625 55 2,15625 63 2,484375 72 2,875
BROCAS En la perforación con martillo en cabeza, la roca es sometida a altas presiones mediante el contacto con la broca. La broca es el componente del varillaje que realiza el trabajo de trituración de la roca. Las zonas de la broca que entran en contacto con la roca son de carburo cementado e incorporan botones o plaquitas (insertos). La broca va roscada a la barra de extensión hasta el fondo de su rosca; de esta forma la energía de impacto se transmite entre el extremo de Ing. Miguel A. Gil
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la barra y el fondo de la rosca de la broca. El fluido de circulación se suministra a través de un orificio practicado en la barra y se distribuye a través de los orificios de barrido situados en el centro y a los lados de la parte frontal de la broca. El frente de la broca tiene una serie de ranuras que permite el desalojo del detritus. Las brocas que se emplean en la perforación rotopercutiva son de dos tipos: -
Brocas de pastillas o plaquitas, y Brocas de botones.
Algunas características de diseño comunes a ambos tipo de broca son las siguientes: -
-
Las varillas se atornillan hasta el fondo de la rosca de la broca con el fin de que la transmisión de la energía de impacto sea lo más directa posible sobre la roca. Las brocas disponen de una serie de orificios centrales y laterales por los que se inyecta el fluido de barrido para remover el detrito y poseen unas hendiduras por las que pasan y ascienden las partículas de roca producidas. Las brocas se diseñan con una pequeña conicidad, siendo la parte más ancha la que está en contacto con la roca, con el fin de contrarrestar el desgaste que sufre este accesorio y evitar un ajuste excesivo con las paredes del barreno.
Brocas de plaquitas: Las brocas de plaquitas se fabrican en dos tipos: -
Brocas en cruz: Consisten en cuatro insertos de carburo de tungsteno, definiendo entre ellos un ángulo de 90°. Este tipo de brocas se utiliza, generalmente, en diámetros de 35 a 57 mm. Brocas en X: Consisten en cuatro insertos de carburo de tungsteno, definiendo entre ellos un ángulo de 75 ° y 105° respectivamente. Este tipo de brocas se utiliza, generalmente, en diámetros de 64 a 127 mm. Este tipo de brocas se utiliza para diámetros grandes de perforación, debido a que proporcionan un mayor rendimiento y velocidad de penetración que las brocas en cruz.
Brocas de botones: Contienen mayor cantidad de carburo cementado resistente al desgaste que las de plaquitas, en el frente contiene una serie de insertos cilíndricos, con el tope redondeado, de carburo de tungsteno, colocados de acuerdo a ciertos patrones predefinidos y fijados a la matriz de acero por contracción o presión en frío. Este tipo de brocas es común en la perforación de huecos entre 51 y 251 mm. La geometría del frente o la cara de la broca son diseñadas en función del tipo de roca a ser perforado. Existen en la actualidad tres tipos de diseño:
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Diseño de cara cóncava o de centro hundido: Adecuado para todo tipo de formación, especialmente las formaciones suaves y semiduras. El hundimiento en forma cónica de la cara tiene el efecto de guía para mejorar la rectitud de los barrenos perforados. Diseño de cara plana: Este tipo de diseño es adecuado para perforar formaciones medias y duras, contiene mayor cantidad de insertos en la superficie de contacto para mejorar el fracturamiento de la roca Diseño de cara convexa o tipo hongo: Es adecuado para formaciones duras y abrasivas, tienen una rata de penetración más elevada y el diseño de la cara permite mayor resistencia de los insertos
Las brocas de botones se adaptan mejor a la perforación con rotación, obteniéndose velocidades de avance superiores que con bocas de pastillas. También presentan una mayor resistencia al desgaste, debido no sólo a la forma de los botones sino incluso a la sujeción más efectiva del acero, por la contracción o presión en frío, sobre todo el contorno de los insertos. Brocas para martillo de fondo: Las brocas que utilizan los martillos de fondo varían en diámetro, siendo las más comunes las de 105 mm hasta 165 mm. Las brocas con insertos de botones son las más utilizadas, debido a que evitan el problemático y difícil reafilado de las plaquitas, ya que los insertos, por su forma son reafilables y, en caso de deformación, su readecuación es sumamente sencillo. Las brocas de martillos en fondo llevan incorporadas en su diseño las culatas sobre las que golpean directamente los pistones. Los diámetros usuales de estos útiles van desde los 85 mm hasta los 250 mm, aunque existen brocas de mayor calibre. Las brocas que se encuentran disponibles en el mercado son: -
-
Brocas de botones de carburo de tungsteno insertados: Son las más utilizadas y son de aplicación en cualquier tipo de roca. Brocas con cuatro insertos de carburo de tungsteno (plaquitas): De cara completa. Con Ing. Miguel A. Gil
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insertos en cruz o en X semejantes a las de martillo en cabeza y de aplicación en rocas blandas y sueltas. Para la selección del tipo de broca a utilizar, deben considerarse factores tales como: -
Abrasividad de la roca Composición mineralógica Características de las aleaciones de acero
Brocas especiales: Las bocas con diseño especial son las conocidas como: -
Brocas retráctiles. Brocas de escariar. Brocas balísticas.
Las brocas retráctiles se usan en aquellas formaciones rocosas donde las paredes de los barrenos tienden a desmoronarse y, por lo tanto, es preciso evitar atranques y pérdidas de varillaje. Disponen de estrías y dientes por detrás del frente que permiten realizar la perforación en retroceso. Una variante de la boca anterior es la boca retráctil de faldón largo. Con este útil el corte en retroceso es más intenso y al tener un diámetro constante en todo su cuerpo se consiguen barrenos más rectos.
Las brocas de escariar de botones o plaquitas se utilizan en labores subterráneas para abrir los barrenos centrales de mayor diámetro en los cueles paralelos. Estas bocas se utilizan con varillas pilotos o con varillas de extensión y adaptadores pilotos. Poseen un orificio central troncocónico que permite que éstas se sitúen por detrás de la piloto de menor diámetro. Las brocas balísticas disponen de insertos en forma de proyectiles que son más largos que el estándar y proporcionan mayores velocidades de penetración y un barrido más eficiente. En rocas blandas el frente de la broca no impacta contra la roca del fondo del barreno debido a la altura de los botones, por lo que la limpieza del detritus es más completa. Comparadas con las brocas estándar de botones, las brocas balísticas dan velocidades de penetración de un 25 a un 50% superior, según el tipo de roca que se perfore. El principal inconveniente que presentan es el riesgo de rotura de los botones, sobre todo cuando el cuerpo de la broca sufre un desgaste más fuerte que los botones. Ing. Miguel A. Gil
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INSERTOS Los insertos de carburo de tungsteno fueron introducidos como elemento cortante en la perforación de rocas duras en 1951, eran más duros y resistentes al desgaste que el mejor acero y podían perforar largos periodos de tiempo sin desgastarse o deformarse. En la actualidad los carburos cementados para herramientas de percusión son menos porosos y se fabrican mediante una combinación de 84% a 94% de carburo de tungsteno y de 6% a 16% de cobalto. El alto contenido de carburo de tungsteno y el bajo contenido de cobalto le proporciona a la herramienta una alta resistencia al impacto, equivalente a medidas de 86 a 92 en la escala A de Rockwell. El tamaño del grano, en la medida que es más grueso, proporciona mayor resistencia. Se fabrican en una variada serie de calidades, combinando la dureza para limitar la deformación y la resistencia para prevenir el agrietamiento, en función del tipo de roca a perforar.
Insertos de Plaquitas Los insertos de plaquitas o pastillas tienen un diseño biselado (tipo cincel), variando el ángulo del bisel y su posición en la cara de la broca (en X o en cruz), dependiendo del tipo de roca a perforar.
Insertos de Botones Los insertos de botones se presentan en cuatro diferentes tipos: Insertos de tope hemisférico: Tienen una altura de 0,5 veces el diámetro, es un inserto de uso universal, recomendado para formaciones duras o muy duras, con una resistencia al fracturamiento de 10.000 a 45.000 psi (170 a 300 MPa). Alta resistencia a la abrasión. Insertos de tope balístico: Tienen una altura de 0,75 veces el diámetro, es un inserto de rápida penetración, recomendado para formaciones blandas, con una resistencia al fracturamiento de 10.000 a 20.000 psi (70 a 140 MPa). Baja resistencia a la abrasión. Insertos de tope parabólico: Tienen una altura de 0,60 veces el diámetro, es un inserto de rápida penetración, recomendado para formaciones de mediana dureza, con una resistencia al fracturamiento de 15.000 a 25.000 psi (100 a 170 MPa). Mediana resistencia a la abrasión. Insertos de tope cónico: Tienen una altura de 0,65 veces el diámetro, es un inserto de rápida penetración, recomendado para formaciones blandas y no abrasivas, tienen una pequeña superficie de contacto con la roca. Recomendado para perforación con pequeños diámetros.
CUIDADO Y MANTENIMIENTO DE LOS ACEROS DE PERFORACIÓN En las operaciones de perforación actuales se utilizan equipos y herramientas fabricados con los conceptos más avanzados de la ingeniería. Todos los componentes (aceros de perforación y sistemas de montaje) han sido diseñados para trabajar juntos, proveyendo una alta eficiencia si se utilizan apropiadamente. El operador debe conocer bien su equipo, se debe estar seguro que se tiene la correcta combinación de de equipos y herramientas (perforadora, barras, acoples y brocas) y con el diseño adecuado para el trabajo planificado. Ing. Miguel A. Gil
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Para una operación segura, para el equipo y los operadores, se deben contemplar, de manera general, las siguientes recomendaciones:
Revise los puntos de lubricación. Esté seguro de que las uniones estén apropiadamente aceitadas y engrasadas. No trate de remaquinar, cortar o modificar las barras y acoples, puede ser muy peligroso. Cuando se requiera acoplar barras a la sarta, engrase profusamente las roscas de las barras y los acoples. Mantenga las uniones de barra y broca bien ajustadas, al igual que las uniones barra y manguito. No mueva el equipo de perforación durante la operación porque si se desalinea puede partir las barras. Mantenga sumo cuidado en el empuje, la rotación y suministro de aire al hueco para evitar excesivo desgaste de las herramientas o sobrecalentamiento de las mismas que puedan variar su temple o condición metalogénica, lo que causaría la fragilidad de las mismas. Trate los aceros con cuidado, aunque puedan parecer piezas comunes de acero, estas son fabricadas con un alto refinamiento y tratamientos de superficie especiales. El maltrato puede ocasionar pequeñas fisuras que pueden ocasionar fallas prematuras en las mismas. Cuando las brocas, barras o manguitos tengan desgastes severos o por debajo del límite de aceptación, deséchelos y evite su reutilización porque puede ocasionar daños al martillo.
A continuación mostraremos aspectos sobre el mantenimiento de cada una de las herramientas en particular.
Cuidado y mantenimiento de brocas El acondicionamiento de las brocas tiene como objetivo obtener una velocidad óptima de penetración y aumentar la vida de dichos útiles. En efecto, si las plaquitas o botones de carburo de tungsteno y el resto del cuerpo de la broca no tienen una forma adecuada, no se conseguirá alcanzar la mayor velocidad de penetración posible y además, se generarán esfuerzos y tensiones tanto en el propio útil como en el resto del varillaje pudiendo dar lugar a graves daños o roturas. A continuación, se indica para las brocas de botones, de plaquitas y de las barrenas integrales cuándo debe efectuarse el afilado y el modo de llevarlo a cabo.
Brocas de botones Las bocas de botones deben ser reacondicionadas cuando: 1. El cuerpo de la broca se desgasta más que los botones, haciendo .que éstos sobresalgan excesivamente. Así se evitará que los botones se claven en la roca o quiebren. Esto sucede frecuentemente en terrenos blandos y abrasivos. 2. Cuando los botones se desgastan más rápidamente que el cuerpo, especialmente en rocas duras y abrasivas, los botones deben ser afilados con frecuencia. 3. Si en rocas no abrasivas los botones se pulen mostrando señales de fracturación en su superficie con aspecto de piel de reptil. Esto evita que las fracturas superficiales se propaguen, lo cual podría provocar la destrucción de los botones
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El afilado de los botones tiene por objeto devolverles su forma esférica original, pero sin reducir' demasiado su altura. Por lo general, no necesitan afilado del diámetro. El intervalo de afilado puede elegirse en función de los diferentes tipos de roca y condiciones de perforación, por ejemplo, al cabo de un determinado número de huecos perforados, que coincida aproximadamente cuando se haya consumido la mitad del diámetro del botón. Si las brocas están muy gastadas, puede ser necesario afilar el acero alrededor de los botones para que sobresalga lo suficiente. La altura visible debe estar próxima a la mitad del diámetro del botón. Todos los botones deben afilarse cada vez, aunque no se haya alcanzado el desgaste límite. Las brocas están en condiciones de perforar siempre que los botones periféricos estén bien, ya que son más importantes que los del resto. Especial atención se pondrá en la limpieza de los orificios y estrías o canales de barrido. El afilado de botones se realizará con esmeriladoras y deberá controlarse con plantillas de medición adecuadas.
Brocas de plaquitas Las bocas de plaquitas deben afilarse cuando: 1. El filo se haya desgastado y la superficie cortante mida de 2,4 mm a 5 mm del diámetro del exterior de la broca. 2. Cuando la esquina exterior de la plaquita se haya desgastado hasta un radio mayor de 5 mm. 3. Cuando la cara de la boca comience a tener un diámetro inferior al del cuerpo; entonces se esmerilará el diámetro exterior para eliminar los contraconos. 4. En terrenos no abrasivos donde las plaquitas presentan áreas muy pulidas o pequeñas fracturas en superficie, que es preciso eliminar periódicamente.
El afilado de este tipo de brocas debe hacerse de tal manera que el ángulo de filo sea de 110° y el ángulo del cuerpo de unos 3°. . No deben afilarse las esquinas de las plaquitas, sino dejar un ligero biselado. Debe evitarse que los insertos queden formando cuña, se recomienda una forma ligeramente convexa con un ángulo máximo de 10 a 15°. Si el afilado se hace en seco, las bocas deben enfriarse lentamente con el aire antes de continuar reafilándolas. Los filos de los insertos, una vez esmeriladas las brocas, deben biselarse hasta alcanzar una anchura de 0,4 a 0,8 mm. Si el cuerpo de la broca se ha desgastado, debe esmerilarse lo que sobresalga de los insertos, hasta quedar a ras con el cuerpo. Deben también acondicionarse las estrías de barrido y engrasar las brocas después del afilado y antes de usarse otra vez.
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Barras integrales Estos accesorios deben afilarse cuando el ancho de la superficie plana del inserto sea de 3 mm, medidos a 5 mm del borde. En rocas abrasivas o perforación con aire, también deben afilarse los bordes que se hayan redondeado tomando forma cónica hasta una altura de 8 mm. La geometría que debe conseguirse en el afilado es de un ángulo de filo de 110º y una curvatura de 80 a 100 mm.
Cuidado y mantenimiento de las barras Barras de extensión Las recomendaciones que deben seguirse en el uso del .varillaje de perforación son las siguientes: 1. Invertir los extremos de las varillas para repartir los desgastes de las roscas. 2. Rotar las varillas en las sartas de perforación para que todas efectúen el mismo metraje. 3. Proteger las varillas contra la corrosión y el polvo, almacenándolas de forma adecuada y manejándolas con cuidado. 4. Engrasar las roscas de las varillas y manguitos cada vez que se utilicen. 5. Apretar a tope los acoplamientos durante la operación para conseguir una mejor transmisión de la energía y evitar los sobrecalentamientos del acero. 6. Utilizar las herramientas adecuadas para aflojar los acoplamientos. 7. No volver a utilizar las varillas y manguitos en los que se hayan producido desgastes excesivos en las roscas.
CONSUMO DE ACEROS DE PERFORACIÓN Los aceros de perforación son seleccionados de acuerdo al tipo de equipos a utilizar y las características de la roca a perforar, lo que a su vez es un factor de vital importancia para la determinación de la vida útil de cada uno, y la cantidad a consumir durante las operaciones. Después de seleccionar el diámetro del hueco y el tipo de herramientas de perforación a utilizar, se debe determinar sus consumos. Los factores que afectan la vida útil de las herramientas y, por lo tanto, su consumo, son: -
Total de roca a excavar Volumen de roca por metro perforado Abrasividad de la roca Manejo de los equipos de perforación
La vida útil de las herramientas o aceros de perforación es estimada por el examen particular de la roca presente en el sitio de trabajo o por ensayos de laboratorio, porque sin eso es difícil asociar la vida útil de la herramienta con las propiedades de la roca. La cantidad de aceros de perforación necesarios para ejecutar las operaciones puede ser determinada con base al criterio que todos los huecos de las operaciones de voladura (precorte, voladuras de producción, voladura secundaria, etc.), suman un total de metros durante el desarrollo de las operaciones de manera global. Sin embargo, aquellas perforaciones que sean hechas con aceros distintos, deben ser contabilizadas por separado. Ing. Miguel A. Gil
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La determinación de los consumos de acero parte de la información inicial que se debe disponer para el cálculo, tal como:
Vr = Volumen total de roca a excavar (m3); Vm = Volumen específico de roca por metro perforado (m3/mp); Vb = Vida útil de la broca (mp); Vba = Vida útil de barras de perforación (mp); Va = Vida útil de los acopladores (mp); Vs = Vida útil de shank (mp)
Si la roca total a ser excavada es expresada en toneladas, se realiza la conversión dividiendo los metros cúbicos entre el peso específico del material (ton/m3)
Consumo de barras de perforación (Cba) Para determinar el consumo de barras en la operación utilizaríamos la fórmula:
Esta fórmula es válida si se utiliza una barra para realizar las operaciones de perforación. Sin embargo, como es sabido, que la profundidad de los huecos en mayoría de las perforaciones de voladura supera la longitud de una barra, es necesaria la utilización de una sarta con varias de ellas acopladas. Este factor operativo obliga a realizar un análisis de consumo por barras individuales. El rendimiento individual de las barras varía significativamente si no se efectúa una rotación de las mismas. La vida útil de la herramienta es, generalmente, expresada en metros perforados por barra, lo cual podría considerarse como el promedio individual de cada componente de la sarta. El rendimiento de las barras podría analizarse de acuerdo a la tabla que se muestra a continuación, donde se analiza el comportamiento de la perforación de cinco huecos de 13 m cada uno y la utilización de barras de 12’ (3,66 m) de longitud sin rotación. Rendimiento típico de barras de perforación Barra
Barra (m)
Total perforado (m)
Hueco 1
Hueco 2
Hueco 3
Hueco 4
Hueco 5
1*
3,20
3,20
13,00
16,00
39,00
52,00
65,00
2
3,66
6,86
9,80
19,60
29,40
39,20
49,00
3
3,66
10,52
6,14
12,28
18,42
24,56
30,70
4**
2,48
13,00
2,48
4,96
7,44
9,92
12,40
Metros totales de la sarta
Uso acumulativo de barras (m)
31,42
* Se considera la distancia entre la guía de barrenos y la boca del hueco ** Longitud faltante para completar la profundidad del hueco
Este rendimiento podría resumirse, de forma general, en la aplicación de la fórmula siguiente*:
Donde: Ms = Metros totales del conjunto de cada barra H = Profundidad del hueco Lba = Longitud de la barra Ing. Miguel A. Gil
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* La fórmula no considera la distancia entre la guía de barrenos y la boca del hueco
Si la vida útil de las barras está estimada en 1.300 m, la primera de ellas fallará después de los 100 huecos. Si se utiliza una nueva barra e igual que la anterior se coloca como número 1, la segunda barra fallará después de los 133 huecos, y así sucesivamente. En caso, como ocurre realmente, que durante las operaciones de perforación se van rotando las barras, entonces, para tener una idea del consumo de barras, tendríamos que obtener el promedio de utilización por hueco, lo cual sería igual a dividir el metraje total de perforación del conjunto de barras entre el numero de barras, por lo tanto, en el caso que estamos analizando sería 31,42 mba/4 = 7,86 mba. Significa esto que, teóricamente, el conjunto de barras fallará cuando 1.300/7,86 ≈ 165 huecos sean perforados, lo que quiere decir que la vida útil promedio de las barras será 165 huecos X 13 m/hueco = 2.145 m. Luego de este análisis, tendríamos el cálculo de consumo con la utilización de la fórmula descrita inicialmente, pero con la salvedad que el número resultante debe ser multiplicado por la cantidad de barras contenidas en la sarta de perforación.
Consumo de acoples o Manguitos (Ca) El caso de los acoples es similar al de las barras, aunque suelen durar algo menos, con lo que haríamos un análisis parecido, con la diferencia que en este caso hay un acople, el conectado al shank, que no entraría en contacto con el hueco, por lo que su promedio de perforación es cero. Rendimiento de acoples (manguitos) Acople
Barra (m)
Total perforado (m)
Uso acumulativo de acoples (m) Hueco 1
Hueco 2
Hueco 3
Hueco 4
Hueco 5
1
3,20
3,20
9,80
19,6
29,4
39,2
49
2
3,66
6,86
6,14
12,28
18,42
24,56
30,7
3
3,66
10,52
2,48
4,96
7,44
9,92
12,4
4
2,48
13,00
0,00
0,00
0,00
0,00
0,00
Metros totales de acoples
18,42
Si la vida útil de los acoples está estimada en 1.000 m, el primero ellos fallará después de los 78 huecos. Si se utiliza un nuevo acople e igual que el anterior se coloca como número 1, el segundo acople se romperá después de los 95 huecos, y así sucesivamente. Con la rotación de los acoples en las operaciones de perforación, para tener una idea del consumo, tendríamos que obtener el promedio de utilización por hueco, lo cual sería igual a dividir el metraje total de perforación del conjunto de acoples entre el numero de acoples, por lo tanto, en el caso que estamos analizando sería 18,42 ma/4 = 4,61 ma. Significa esto que, teóricamente, el conjunto de acoples fallará cuando 1.000/4,61 ≈ 217 huecos sean perforados, lo que quiere decir que la vida útil promedio de los acoples será 217 huecos X 13 m/hueco = 2.821 m. Luego, tendríamos, el cálculo de consumo con la utilización de la fórmula:
Pero, igualmente, haciendo la salvedad que el numero resultante debe ser multiplicado por la cantidad de acoples contenidos en la sarta de perforación. Ing. Miguel A. Gil
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Consumo de brocas (Cb) En este caso, el cálculo es más sencillo, debido a que en la sarta de perforación se utiliza una sola unidad. Por lo tanto, se aplica directamente la fórmula:
Consumo de shank (Cs) Este caso es idéntico al anterior, por lo que utilizamos el mismo criterio de la aplicación directa de la fórmula:
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CAPITULO 23: COSTO DE LAS OPERACIONES DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA El costo de una obra ingeniería, se define como el precio total que se requiere cancelar por la ejecución de la misma, sobre la base de un proyecto determinado. En el costo de la obra se incluyen todos los costos que incidan directa e indirectamente en la obra, desde los elementos que conforman la edificación hasta los servicios de ingeniería, gastos legales, administrativos y cualquier otro cuya influencia en el costo total pueda demostrarse. Los costos son estimados, y dependen de diferentes circunstancias y elementos que son propios de cada obra. En consecuencia, ninguna obra es igual a otra, es por ello que se hace necesaria la estimación particular de cada una. La estimación de los costos depende, fundamentalmente, de las fuentes de información que se disponga y el manejo de las mismas, así como la experiencia directa en obra que tenga el estimador. Los costos estimados tienen las siguientes características: -
Son costos aproximados que pueden variar de acuerdo a la fuente de información utilizada Están ligados directamente a la fecha en que son estimados y pueden variar durante la ejecución de la obra. Varían de acuerdo a la situación geográfica y la estación climática Dependen de la complejidad de cada obra y de la tecnología utilizada en la misma Dependen de la calidad y duración que se requiere de la obra En cualquier circunstancia, la validez de una estimación de costos dependerá de la capacidad que tenga el analista para demostrar y justificar cada uno de los elementos que cite en su análisis.
Los costos de las operaciones de perforación constituyen una parte de los costos del total de la obra, pudiéndose estimar de manera independiente y se relacionan directamente con equipos, materiales y labor. Para el análisis de los mismos, normalmente, se dividen en:
Costos de Posesión (Bs/h): - Depreciación - Impuestos y seguros Costos de Mantenimiento (Bs/h) - Mantenimiento y reparaciones Costos de Consumibles (Bs/h) - Combustible o energía - Aceites, grasas y filtros - Aceros de perforación Costo de Labor (Bs/h)
COSTOS DE POSESIÓN (CP) Para proteger la inversión en el equipo y poder reemplazarlo, el usuario debe recuperar, durante la vida útil del mismo, una cantidad igual a la pérdida de valor en el mercado. El dueño del equipo puede estimar anticipadamente la pérdida del valor del equipo para recobrar su inversión mediante un plan de depreciación de la cantidad invertida. Para el cálculo del costo de posesión de un equipo, se deben considerar los siguientes factores: -
Precio de entrega: El precio de entrega debe incluir todos los de preparación del equipo para el trabajo, en la localidad del usuario, incluyendo el transporte, pago de derechos arancelarios (en el caso de equipos importados por el usuario) y cualquier otro impuesto aplicable, de acuerdo a las leyes y reglamentos vigentes. En el caso de los equipos de perforación que funcionan con compresor independiente, el costo del mismo debe ser cargado al precio de la perforadora, de manera de poder hacer un buen análisis de costos comparativos con otros métodos de perforación o diferentes tipos de equipos. Ing. Miguel A. Gil
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Valor residual de reemplazo: Todo equipo tiene un cierto valor al ser desincorporado de las operaciones y sustituido por uno nuevo (generalmente al término de su vida útil, por obsolescencia o al incrementarse exageradamente los costos de mantenimiento).
-
-
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La vida útil técnica, de un equipo, es tan larga como su vida económica, debido a que esta última es determinada por la evolución de los costos de adquisición y mantenimiento. En la medida que el equipo va envejeciendo, los costos de reparaciones se van incrementando y, cuando estos costos de reparación, sumados a los costos generados por las interrupciones en las labores, superan ciertos límites, continuar con el uso de la unidad se hace antieconómico. A este respecto, la confiabilidad de la producción del equipo puede ser evaluada sin ningún inconveniente. Generalmente, muchos prefieren depreciar sus equipos a un valor cero (0), sin embargo, en muchos casos, cuando el mismo, en el momento de ser desincorporado, tiene todavía un valor de mercado y de venta fácil, este es un factor a considerar. En Venezuela se estila establecer un promedio del 25% del precio de compra, como valor de recuperación en aquellos casos donde se considera este concepto para el cálculo de la depreciación o valor a recobrar mediante el uso. Depreciación: La depreciación puede entenderse como la disminución gradual del precio original de adquisición de un equipo, como consecuencia del desgaste que ocurre en sus características originales, especialmente su capacidad de producción de una forma eficiente y económica y la pérdida de valor debido al paso del tiempo. Los factores que afectan el período de amortización de un equipo suelen ser:
Política de la Empresa Posibles fuentes de financiamiento y términos de los acuerdos Máximo monto de depreciación permisible Duración del contrato. Generalmente los contratistas, en proyectos de mediano o largo plazo, tratan de depreciar totalmente los equipos durante la duración del mismo. Vida útil del equipo. Puede ser determinado tanto técnica como económicamente La vida operativa de las perforadoras de orugas se estima entre 8.000 y 12.000 h para los que montan martillo en cabeza y entre 10.000 y 15.000 h, para los de martillo en fondo. Es importante tener en cuenta que las vidas de los martillos son probablemente la mitad de las cifras indicadas, por lo que es conveniente incluir dentro de la cantidad a amortizar la adquisición de otra unidad. Impuestos y seguros: Igualmente, hay que cargar a los costos de posesión del equipo lo relativo a los impuestos que por ley son aplicados (en el caso venezolano, los impuestos a los activos) y la póliza de seguro que se contrate para la protección del equipo.
-
Depreciación (D) El capital a depreciar o “valor a recobrar mediante el trabajo”, viene a ser el resultante del precio de entrega menos el valor residual estimado. Para la recuperación del capital resultante, se utiliza el método del factor anual, el cual es expresado mediante la fórmula:
Donde: A = Factor anual o anualidad i = Interés de tasa bancaria activa n = Período de vida útil del equipo (años) El Costo de depreciación del equipo, se calculará mediante la siguiente ecuación:
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Donde: D = Costo de depreciación del equipo (Bs/h) A = Factor anual PA = Precio de adquisición (Bs) VR = Valor residual (Bs) H = Horas trabajadas por año Al dividir D entre el número de horas previstas de operación en un año de trabajo, obtenemos el costo de depreciación por hora maquina.
Costo de Seguro (S) El costo de la póliza de seguro va a depender de las políticas de las empresas aseguradoras y de la cobertura escogida por el cliente asegurado. Para el cálculo del costo horario de la póliza de seguro, el valor total de la póliza anual se divide entre el número de horas previstas de operación en un año de trabajo, obteniendo el costo del seguro por hora maquina.
Donde: S = Costo del Seguro (Bs/h) CP = Costo de la póliza (Bs/año) H = Horas trabajadas por año
Costo de Impuestos (I) El impuesto a los activos va a depender de la legislación vigente en el país. En el caso venezolano, se aplicaría el Impuesto a los Activos. Para este cálculo se procede de similar manera que el de costo de seguros
Donde: I = Costo del Impuesto (Bs/h) IA = Impuesto anual correspondiente (Bs/año) H = Horas trabajadas por año El costo de posesión del equipo (CP) sería entonces:
COSTOS DE MANTENIMIENTO Y REPARACIONES (CM) Los costos de mantenimiento de los equipos de perforación incluyen: componentes, repuestos, servicio, consumibles y personal utilizado en el mantenimiento y durante la vida útil del equipo dependen de: -
-
Tipo de roca: El tipo de roca afecta a los costos de mantenimiento a través de su dureza, abrasividad y solidez. La dureza incrementa el número de golpes por minuto necesarios para penetrar un metro de roca. La abrasividad (o contenido de cuarzo) afecta el desgaste de la maquinaria, debido a que el polvo de cuarzo se introduce en los componentes del equipo y reduce su vida útil. La poca solidez de la roca reduce el amortiguamiento de la operación del taladro y aumenta la fatiga de sus componentes Régimen de trabajo: La cantidad de horas de trabajo del equipo afecta, naturalmente, la vida útil del mismo y los costos de mantenimiento pueden ser totalmente diferentes entre un equipo que trabajo un solo turno por día a otro que trabaje los tres turnos. Ing. Miguel A. Gil
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Programas de mantenimiento: Los operadores de equipos de perforación deben tener un mínimo conocimiento de los procedimientos de servicio y reparaciones; algunos operadores realizan el mantenimiento de sus equipos. Si las inspecciones a los equipos se realizan de manera regular, las condiciones de trabajo continuo del equipo se garantizan. Esta condición, aunada a un programa de mantenimiento preventivo y servicio, de acuerdo al tipo de equipo y la severidad del trabajo al cual está sometido, es un importante factor de control de costos de mantenimiento y una garantía en la drástica reducción del mantenimiento correctivo de campo y disminución en los tiempos perdidos por los mismos. Conocimiento y destrezas del personal de mantenimiento: El personal de mantenimiento debe poseer un amplio conocimiento del funcionamiento del equipo, el rendimiento de cada componente y los programas de cambio de los mismos de acuerdo a la vida útil estimada. La ejecución de los programas de mantenimiento y el servicio a la maquinaria por personal altamente capacitado garantiza el control de los costos. Costos de personal: El costo del personal de mantenimiento dependerá de la política de la empresa. La empresa puede mantener su propia organización de mantenimiento o utilizar el servicio de empresas especializadas en este tipo de equipos.
Los trabajos de servicio y mantenimiento de los equipos deben desarrollarse durante la vida útil de la máquina, que en la mayoría de los casos está alrededor de las 10.000 horas de trabajo. Los costos de mantenimiento de los equipos se incrementan en la medida que consumen su vida útil. Al realizar el análisis de los costos de mantenimiento, encontramos que entre las primeras 1.500 horas y las últimas (al final de su vida útil), los costos de mantenimiento varían desde el 15% del costo de inversión (para el primer año) hasta el 80% para el último año. Este comportamiento es más o menos estándar en cualquier operación de perforación con una organización de mantenimiento bien estructurada y un cumplimiento estricto de los programas de mantenimiento preventivo, estableciéndose desviaciones en aquellos casos en que la organización de mantenimiento y el conocimiento del mismo por parte, tanto del personal de mantenimiento como el de operaciones es muy empírico y no se llevan a cabo, con regularidad, los programas preventivos. En estos casos, el costo suele sobrepasar al 120% del costo por hora de la inversión. Para dar una cifra, bajo ciertos parámetros, de aproximación a lo real, podemos asumir que el costo de mantenimiento estaría, razonablemente, alrededor de un 40% del costo de la inversión del equipo, durante el total de la vida útil del mismo. Es importante señalar, que los costos reales se contabilizan en la medida que se tiene conocimiento de los costos incurridos en un período de tiempo de las operaciones. Este costo asumido y cargado a cada hora de trabajo al equipo, forman un fondo de reserva para reparaciones, servicio, atención de campo rutinario, reparaciones mayores (incluyendo repuestos), así como las horas hombre requeridas. Es entendido que mientras no se manejen cifras reales, obtenidas de los análisis de costos de las labores de mantenimiento realizadas, se considera válido este criterio.
COSTOS DE CONSUMIBLES (CC) Los costos referidos a consumibles, varían según el desarrollo de la operación, ya que los equipos dependen del consumo de cada uno de los diferentes conceptos; estos incluyen los costos del servicio periódico al equipo (recambio de filtros, grasas, aceites, etc.) combustible o energía eléctrica (según sea el caso) y herramientas y aceros de perforación. Estos costos se calculan en función de hora trabajada
Costos de combustible o energía (CE) Este costo se calcula a partir de las especificaciones de los motores que estén instalados en la perforadora y el compresor, que pueden ser de tipo diesel o eléctrico. Para el caso que no se tengan cifras reales, se consideran las siguientes expresiones:
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o Siendo: FC = Factor de combustible, que varía entre 0,65 y 0,85.
Costo de aceites, grasas y filtros (CL) El costo del consumo de combustibles, filtros y lubricantes va a depender de los precios de los mismos, de acuerdo al lugar donde se desarrollen las operaciones y al consumo por hora trabajada del equipo. Se puede estimar como un porcentaje del consumo de energía, y oscila generalmente entre el 10 y el 20%, según las máquinas.
Costo de aceros de perforación (CAP) El costo de los aceros de perforación (barras, acoples, brocas, shank) depende de la vida útil de los mismos y el costo de adquisición. El costo de los aceros es una porción del costo total de las operaciones de perforación y dependen, en gran medida, de las características de la roca. El cálculo de estos renglones es mucho más sencillo, al conocer el promedio de vida útil de cada uno de ellos (generalmente expresado en metros), y conociendo el rendimiento de la perforación en horas, se obtienen las horas de vida de la herramienta, con lo cual al relacionarlo con el costo de adquisición tendríamos el costo por hora de las mismas. En el caso de las brocas, a su costo, debe adicionársele las actividades de reafilado, el intervalo entre reafilado va a depender del tipo de roca a perforar (dureza, abrasividad), tipo, diámetro y características de la broca. Para la obtener el costo de esta actividad, se procede a determinar la depreciación de la máquina de reafilado y el valor de los consumibles. A las herramientas (fresadoras y fresas) se les calcula su vida útil en función de la cantidad de reafilado que realice hasta el final de su vida útil y, esto en función de su precio, se calcula el costo por metro perforado, por hora o por m3 de roca. El estimado teórico de la vida útil de la fresa de afilado es de 100 a 200 botones, lo que equivaldría a unos 10 afilados de broca. Debido a que los botones tienen diámetros diferentes en la broca, el análisis debe realizarse en función del uso de fresas distintas.
COSTO DE LABOR (CL) Las necesidades de personal dependen del tipo de equipo, el tamaño y el régimen de la operación. En la perforación a rotopercusión, generalmente se utilizan dos personas, el operador y su ayudante, de manera que mientras el operador está al cuidado de la operación, el ayudante se encarga de la manipulación, acoplado y desacoplado de los aceros de perforación. La presencia de las dos personas se hace, aún más necesaria, en el caso del trabajo con equipos donde el compresor está fuera del área de trabajo del equipo. El costo del personal depende de la política de sueldos y salarios de la empresa, las leyes vigentes y los términos del convenio individual o colectivo de trabajo al cual está sujeto el trabajador. El costo de labor está constituido por: - Salario básico por jornada - Costos asociados al salario
Donde: CL = Costo de Labor o costo de personal SJ = Salario del trabajador por jornada laborada CAS = Costos asociados al salario HJ = horas de una jornada regular Ing. Miguel A. Gil
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Salario (SJ) Es aquel al cual está referido su pago básico por la ejecución de las labores y está señalado en el tabulador de la Empresa o en la Convención Colectiva del sector empresarial al cual pertenece
Costos Asociados al Salario (CAS) Son todos aquellos costos adicionales al salario que la Empresa paga por cada trabajador y están distribuidos de la siguiente manera:
Prestaciones sociales Utilidades Vacaciones Bonos, viáticos Leyes que afectan al sector laboral (Política Habitacional, Ley de Paro Forzoso, Ley del Seguro Social Obligatorio, etc.) Beneficios socioeconómicos (legales y contractuales) Otros (permisos, asistencia médica, etc.) El factor de costos asociados al salario es la relación que existe entre los beneficios económicos y sociales que son percibidos por los trabajadores, expresados en días y los días realmente trabajados.
Donde: DP = Días pagados DT = Días efectivamente trabajados Cuando se habla de los días efectivamente trabajados, se refiere a los días calendario anual menos los feriados no laborables y los días de descanso semanal.
COSTO TOTAL DE PERFORACIÓN El costo total de perforación se obtiene con la suma de los costos calculados previamente: Donde: CT = Costo Total de Perforación (Bs/h) CP = Costo de Posesión (Bs/h) CM = Costo de Mantenimiento (Bs/h) CC = Costo de Consumibles (Bs/h) CL = Costo de labor (Bs/h) Conociendo el costo horario de las operaciones de perforación, el rendimiento de la perforación, los m3 de roca influenciados por cada metro lineal de hueco y la densidad de la roca, tendríamos sin ninguna dificultad, el costo de perforación por metro perforado, por metro cúbico de roca o por tonelada, según como se exprese en las partidas y los análisis de precios unitarios.
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CAPITULO 24: PERFORACIÓN ROTATIVA CON TRICONOS La perforación por rotación ha venido siendo utilizada en minería durante muchos años. Las perforadoras rotativas aplicadas a minería, han seguido un desarrollo muy lento, al principio limitadas tan solo a rocas blandas y con brocas de aletas cortantes o drag bit. La apertura en Estados Unidos de grandes explotaciones de carbón a cielo abierto, con espesores de recubrimiento que alcanzaban hasta 40 m, y la aparición en el mercado de un explosivo a granel barato y de gran eficiencia energética como el ANFO, fueron acontecimientos que impulsaron a los fabricantes de perforadoras a diseñar equipos con capacidad de alcanzar elevadas velocidades de penetración.
Vista general de un equipo de perforación a rotación
A partir de 1949 se introdujo la limpieza, con aire comprimido, de los trozos de rocas, sustituyendo al fluido líquido, en las brocas de triconos, de empleo generalizado en la perforación petrolera en rocas sedimentarlas desde 1.907. La dependencia del empleo de líquidos (agua o soluciones densas) hacía muy problemática la utilización de este tipo de perforadoras en los bancos de minería de superficie; por ello, la introducción de aire comprimido, aun a costa de modificar esencialmente la broca tricónica, permitió el desarrollo de este método y su aplicación a rocas más duras, mediante el empleo de mayores empujes y pares de rotación, capaces de vencer la resistencia de la roca.
Al incrementar los empujes y pares, ha sido preciso la construcción de brocas con cojinetes capaces de soportar las elevadas presiones específicas, lo cual ha forzado a emplear diámetros mayores, que han permitido llegar a fuerzas de empuje por encima de las 120.000 libras, equivalentes a unos 55.000 kg y, actualmente, este sistema es utilizado para perforar las formaciones más duras encontradas en la minería, hasta en diámetros que superan las 17” (432 mm). La perforación por rotación es utilizada en la mayoría de las grandes minas del mundo, en perforaciones de 152 a 445 mm de diámetro (6” – 17 ½”) y hasta 50 m de profundidad. Se trata, esencialmente, de un método muy versátil que abarca un campo muy amplio de rocas desde blandas -donde no admite competencias- hasta muy duras, donde las últimas máquinas desarrolladas han desplazado, en gran parte, de las operaciones de perforación de las taconitas (cuarcitas ferruginosas) a las tradicionales Jet Piercing.
PRINCIPIOS DE LA PERFORACIÓN POR ROTACIÓN La acción de corte de la roca por el diseño geométrico de la herramienta es efectuada por dos fuerzas: el empuje (carga estática aplicada axialmente) y el torque o par de giro (el componente de la fuerza rotacional aplicada tangencialmente). 1. Al entrar en contacto la herramienta con la roca, aparecen las deformaciones elásticas. 2. La roca es fracturada en la zona de grandes esfuerzos, adyacente a la herramienta (zona de contacto) Ing. Miguel A. Gil
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3. Las grietas se propagan a lo largo de la trayectoria del corte formando esquirlas. 4. La herramienta gira y se pone en contacto con una nueva superficie, desplazando los fragmentos de roca obtenidos en el corte, los cuales son expulsados por el fluido de circulación 5. Se forma una nueva superficie y la secuencia se repite. La perforación a rotación depende de cuatro elementos básicos: -
-
Torque suficiente para girar la broca en cualquier tipo de roca o estrato encontrado Suficiente carga de empuje sobre la broca, para una penetración optima Suficiente volumen de aire para la remoción del detritus de perforación y limpieza y enfriamiento de los elementos móviles de la broca Selección de la broca apropiada al tipo de roca a perforar
La profundidad y diámetro del hueco, el tipo de formación a perforar y las condiciones del terreno donde el equipo se movilizará, determinan el tipo de maquinaria y el diseño de los accesorios de perforación requeridos para obtener una operación óptima, económica y efectiva. La dureza y abrasividad de la formación rocosa a ser perforada y el diámetro del hueco, determinan el método de perforación a ser utilizado. Si el hueco tiene diámetro mayor que 251 mm (9 7/8”), invariablemente, la perforación debe ser a rotación con broca de triconos. Sin embargo, si el diámetro del hueco está entre 152 y 203 mm, y la formación es dura, el uso de perforación con martillo de fondo (DTH) puede ser, en muchos casos, el método más económico. Las perforadoras rotativas están constituidas por una fuente de energía, una batería de barras o tubos, individuales o conectadas en serie, que transmiten el peso, la rotación y el aire de barrido a una broca con dientes de acero o insertos de carburo de tungsteno que actúa sobre la roca
ELEMENTOS ESTRUCTURALES DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN Los distintos elementos que conforman la perforación a rotación por triconos son:
Fuentes de energía Montaje del equipo Mástil o torre de perforación Cabina de mandos
Fuentes de energía Las fuentes primarias de energía suelen ser: -
Motor de gasolina - transmisión independiente. Motor diesel - transmisión mecánica o hidráulica. Motor eléctrico - transmisión electiva o mixta. Ing. Miguel A. Gil
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La utilización y el reparto medio de la potencia instalada en estos equipos, de manera aproximada, es la siguiente: -
Movimiento de elevación y traslación: 18% Rotación: 18% Empuje: 3% Nivelación: 2% Colector de polvo: 3% Aire comprimido para barrido y limpieza del detritus con aire comprimido: 53% Equipos auxiliares: 3%
Para gran minería y máquinas de gran capacidad está generalizado el empleo de energía eléctrica con tensiones medias (3.300 V, 50 Hz en Europa y 4.160 V, 60 Hz en América), alimentando la perforadora mediante cable de cuatro fases protegido y recubierto especialmente para minería. Sin lugar a dudas, la mayor parte de la energía se consume en producir el aire comprimido que requiere el barrido. La rotación requiere tan sólo entre 40 y 100 HP, pero para ser flexible a los ajustes de par de torsión debe ser en continua, lo que obliga a un sistema de conversión desde alterna en medio voltaje en continua de 440 - 380 V. El empuje y rotación suele llevarse a cabo mediante la transformación en energía hidráulica-mecánica que acciona bien pistones, bien motores hidráulicos que mueven cadenas. También la nivelación se lleva a cabo por energía hidráulica, así como la mayor parte de los equipos auxiliares, como pueden ser presurización, lubricación y engrase, y, en algunos casos muy especiales los movimientos de traslación e incluso la rotación. La distribución de potencias en una perforadora de 9" y empuje de 70.000 libras es como sigue: -
Aire comprimido: Rotación: Elevación traslado: Bombas hidráulicas: Rotoclone para polvo: Bomba agua compresor: Bomba agua radiador: Compresor auxiliar mandos:
150 HP en 3.000/4.160 V. Alterna 25/50 HP en continua a 460 V 50 HP alterna 15 HP alterna 7,5 HP alterna 1 HP alterna 5 HP alterna 5 HP alterna.
En caso de accionamiento diesel o gasolina, puede efectuarse con el mismo motor que acciona el camión de traslación o bien por un motor independiente. Hoy suele ser normal y eficiente el segundo sistema dadas las diferentes características de motores necesarios. Cada día se utiliza más la trasmisión por bombeo hidráulico de aceites ligeros para todos los servicios necesarios y en caso de accionamiento diesel, se tiende más a la rotación por barra Kelly o tabla de rotación especialmente donde tan solo se precisa perforación vertical. Las perforadoras medianas y pequeñas, que suelen estar montadas sobre camión, pueden ser accionadas por uno o dos motores diesel. También existen perforadoras diesel-eléctricas diseñadas para minas de gran producción sin infraestructura de energía eléctrica. Los equipos eléctricos tienen unos costos de mantenimiento de un 10 a un 15% más bajos que los de accionamiento diesel. Éstos últimos, son elegidos cuando alrededor de las explotaciones no se dispone de adecuada infraestructura de suministro eléctrico o cuando la máquina va montada sobre camión.
Montaje del equipo Generalmente la plataforma de perforación, que soporta la maquinaria, compresores, torre o mástil, tubos de perforación y cabina del operador, va montada sobre un chasis fijo que excepcionalmente puede girar. Ing. Miguel A. Gil
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Hay dos sistemas de montaje para las perforadoras rotativas: sobre orugas o sobre neumáticos. La elección de un tipo u otro va a depender de las condiciones del terreno y el grado de movilidad requerido.
Montaje sobre orugas: Es el más indicado para el trabajo donde las condiciones del terreno presenta fuertes pendientes, desniveles o baja capacidad portante, ya que proporciona la "máxima estabilidad, maniobrabilidad y flotabilidad. Un eje rígido situado en la parte trasera de la máquina y un eje pivotante permite al equipo oscilar y mantener las orugas en contacto con el terreno constantemente. La mayor parte de las perforadoras grandes y de gran empuje van montadas sobre orugas planas, ya que éstas pueden soportar mayores cargas y transmitir menor presión al suelo en su desplazamiento, haciendo éste más fácil en cualquier terreno. Raros son los casos en que las perforadoras rotativas se montan sobre orugas de teja, tipo tractor, pero pueden ser útiles, para condiciones muy especiales de terrenos difíciles o accidentados, como en obras públicas.
El principal inconveniente del montaje sobre orugas es su baja velocidad de traslación, 2 a 3 km/h, por lo que si la máquina debe perforar en varios bancos de la explotación, distantes entre sí, es más aconsejable seleccionar un equipo montado sobre cauchos cuya velocidad media de desplazamiento es diez veces superior. Sin embargo, en las grandes operaciones los equipos se desplazan poco, ya que perforan un gran número de barrenos en reducido espacio. Ing. Miguel A. Gil
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Montaje sobre cauchos: Las máquinas más ligeras suelen ir montadas sobre una plataforma con cauchos tipo camión, con chasis de 2 ó 3 ejes y sólo las de mayor envergadura con más de 60.000 libras de empuje se construyen sobre chasis de 4 ejes. Durante la perforación, estas unidades se apoyan sobre 3 ó 4 gatos hidráulicos que además de soportar el peso sirven para nivelar la máquina.
Mástil o torre de perforación Las estructuras de las torres que soportan las barras y la cabeza de rotación, así como otros servicios auxiliares, deben estar diseñados no solamente para soportar el peso y esfuerzo del empuje sino principalmente el par. Tradicionalmente la estructura ha sido del tipo reticular, bien de sección normal, bien tubular. Los equipos más modernos han aplicado una estructura más rígida en forma de chapa y aceros en U, que permite tanto la aplicación de pares mayores como emplear mástiles más altos, que hoy superan los veinte metros. Los mástiles suelen ser abatibles mediante cilindros hidráulicos o tubos telescópicos, ya que para efectuar los traslados importantes es preciso bajar el centro de gravedad de la máquina. Los tiempos de elevación del mástil oscilan entre 2 y 5 minutos. La perforación inclinada, cuya importancia es apreciada al estudiar la voladura, suele ser perjudicial por los esfuerzos de fatiga a los que se somete al mástil y a las barras, además de la disminución en la capacidad de empuje y dificultad en la evacuación del detritus, traduciéndose todo ello en un descenso de la producción, que en el caso de rocas duras puede llegar hasta el 20%. La inclinación se puede regular entre los 0º y 30º, con intervalos de 5° generalmente. Aún cuando es recomendable que se seleccione una máquina que permita perforar el barreno, con una sola barra, ya que esto aumenta notablemente la eficiencia, hay que prever la necesidad de perforar barrenos de mayor longitud de la barra seleccionada, lo cual obliga a que el mástil lleve un porta barras, así como un sistema de acoplamiento de las mismas para su colocación o desacoplamiento. Los equipos suelen montar estos sistemas del tipo simple o bandeja, o bien del tipo revólver, capaz de llevar hasta 10 barras con una capacidad de perforación de hasta 50/60 metros. El mecanismo suele ser automático permitiendo acoplar rápidamente cada nueva barra. Lamentablemente, suele ser este, uno de los puntos que causa más pérdidas de disponibilidad mecánica. Actualmente, en la perforación minera de gran diámetro, los mástiles son diseñados de manera que tengan la capacidad de contener una sarta de perforación (con barras acopladas) que permita la perforación del hueco de un solo pase. La utilización de mástiles altos de hasta 27 m, que permiten la perforación de cada barreno en una sola pasada sin maniobras de prolongación de la sarta, tiene las siguientes ventajas: Ing. Miguel A. Gil
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Se elimina la colocación de barras, que supone unos tiempos muertos de 2 a 6 minutos por cada una. Se reducen los daños a las roscas. Aumenta la producción del orden de un 10 a un 15%. Facilita la limpieza del barreno. Permite un flujo continuo de aire a través de la boca, lo que es especialmente interesante en barrenos con agua. Disminuyen las pérdidas en la transmisión de esfuerzos de empuje y rotación al no disponer de elementos de unión entre las barras. Los inconvenientes del varillaje de pasada simple son: Los mástiles más altos producen mayor inestabilidad, especialmente con cabeza de rotación. Se requiere un mejor anclaje trasero del mástil. Se precisan mayores cuidados cuando se traslada la perforadora. La cadena de transmisión del empuje requiere un mejor diseño.
La estructura del mástil, que soporta las barras y la cabeza de rotación, debe estar diseñada para resistir las flexiones debidas al peso, el esfuerzo de empuje y las tensiones originadas por el par de rotación. Los diseños más frecuentes han sido de tipo reticular, de sección normal o tubular. Los equipos modernos disponen de una estructura de vigas cajón que permiten el empleo de mayores longitudes de mástil y la aplicación de altos pares de rotación.
Cabina de mandos La cabina de mandos del operador está diseñada para protegerlo, un factor de diseño que hasta 1995 no estaba considerado seriamente. Está diseñada como una caja metálica que soporta grandes esfuerzos, garantizando la supervivencia del operador si alguna roca se desprende y cae encima de ella.
El diseño de la misma reduce los niveles de ruido significativamente, pudiendo encontrarse valores por debajo de 70 dBA durante la operación. Posee un sistema de climatización (aire acondicionado o calefacción), que mantiene confortable al operador, además de un sistema de filtrado de aire que impide la entrada de polvo. El diseño de las ventanas permite una visibilidad total del área de la operación desde la silla del operador. La silla del operador posee un sistema de amortiguación que impide el paso de las vibraciones generadas en la operación y transmitida al chasis, así como un sistema de ajustes de inclinación y posición para cualquier individuo, independientemente de su tamaño y peso. Los mandos están colocados en la silla del operador, facilitando su manipulación. La cabina de mandos suele contener los siguientes controles: -
Control del motor principal y caja de cambios. Control de elevación y descenso de la torre. Control de los gatos de nivelación. Control de velocidad de rotación. Ing. Miguel A. Gil
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Control de empuje sobre el tricono. Control de inyección de agua. Control del carrusel, etc.
Normalmente, está ubicada cerca del mástil, permitiendo observar todos los movimientos realizados con las barras durante el trabajo.
ACCESORIOS DE PERFORACIÓN Los principales accesorios de perforación a rotación son: -
Barras Estabilizador Amortiguador de impactos Broca tricónica
Barras La longitud de las barras depende de la profundidad del barreno. Sirven para transmitir el empuje sobre la broca y para canalizar por su interior el aire comprimido necesario para la limpieza del barreno y enfriamiento de los cojinetes. Las barras utilizadas en perforación rotativa con circulación de aire vienen definidas en cuanto a la altura por la capacidad del mástil y en cuanto a diámetro y calidad por la necesidad de conseguir resistencia a la torsión y al pandeo por el empuje que tiene que transmitir, como al desgaste externo por la circulación del aire y partículas de roca. La velocidad de salida del aire debe ser suficientemente alta para extraer los trozos de roca, cuanto mayores mejor, pero no tanto como para provocar una rápida erosión de las barras. Normalmente, se eligen éstas para dejar una diferencia entre 11/2” y 2” pulgadas entre diámetro del barreno y diámetro exterior de la barra, siempre comprobando que con el caudal disponible se tiene la velocidad de ascensión mínima prevista. En sus extremos, las barras portan roscas macho y hembra con diseño API, BECO o cualquier otro patentado. Estos extremos, que son la parte más cara y especial de la barra, deben mantenerse empleando una grasa especial (con aditivos carburados) cada vez que se enroscan. Cerca de las juntas roscadas, las barras tienen unas hendiduras que facilitan el roscado y desenroscado mediante garras o llaves especiales acopladas en la mesa de rotación. Ing. Miguel A. Gil
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El espesor de las barras varía según el diámetro de las mismas y va desde 12 mm para un diámetro exterior de 6" (152 mm), a 25 mm para barras de 10 3/4" (273 mm.). El peso puede, así, alcanzar 60 kg/m, que para una longitud normal de 13,50 m da un total de hasta 800 kg, lo que demuestra la necesidad de su manejo mecánico y automatizado. Para la selección de las tuberías de perforación deben considerarse los siguientes aspectos: -
Capacidad del sistema de izado Diámetro y profundidad del hueco Volumen de circulación de aire disponible en el equipo Magnitud de la torsión, compresión y cargas de tensión. Limitaciones de manejo y transporte Capacidad de las herramientas de enroscado y desenroscado
La tendencia normal es disponer una torre de perforación lo suficientemente alta, de hasta 27 m, para permitir el uso de solamente una sarta de perforación para toda la profundidad del hueco sin maniobras de prolongación de la sarta. Este sistema tiene las siguientes ventajas: -
Se elimina la colocación de barras, que supone unos tiempos muertos de 2 a 6 minutos por cada una. Se reducen los daños a las roscas. Aumenta la producción del orden de un 10 a un 15%. Facilita la limpieza del barreno. Permite un flujo continuo de aire a través de la boca, lo que es especialmente interesante en barrenos con agua. Disminuyen las pérdidas en la transmisión de esfuerzos de empuje y rotación al no disponer de elementos de unión entre las barras.
Los inconvenientes del varillaje de pasada simple son: -
Los mástiles más altos producen mayor inestabilidad, especialmente con cabeza de rotación. Se requiere un mejor anclaje trasero del mástil. Se precisan mayores cuidados cuando se traslada la perforadora. La cadena de transmisión del empuje requiere un mejor diseño.
La mayoría de los equipos, sin embargo, disponen de un portabarrenos semiautomático que simplifica la operación de quitar o poner las secciones de la sarta de perforación. El mantenimiento y almacenamiento de las barras es crítico para evitar en todo momento el pandeo, que provocaría un negativo efecto durante la perforación.
Estabilizador Para mantener el hueco derecho y producir una pared lisa, se utiliza un estabilizador encima de la broca. Un estabilizador de diámetro adecuado actúa como una guía, obligando a la broca a girar alrededor de su propio centro, utilizando así la energía de la forma más eficiente. La eficiencia de un estabilizador depende de su proximidad a la pared del hueco. Los beneficios que aporta el uso del estabilizador en la perforación a rotación podrían resumirse en: -
Disminución de las condiciones de desviación. Mejora en la rectitud del hueco Incremento de la vida útil de la broca y la penetración por un mejor aprovechamiento de las fuerzas aplicadas a la broca Disminución de los efectos de desgaste y daño de los faldones, de los cojinetes y de la hilera periférica de insertos. Ing. Miguel A. Gil
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Mayor estabilidad en las paredes del hueco, debido a que las barras no sufren pandeo y se reduce la remolienda por la disminución de las partículas de retorno Debido a la mejor terminación del hueco, la carga de explosivos se hace más uniforme y mejor distribuida El estabilizador debe tener un diámetro próximo al del barreno, normalmente 1/8" (3 mm) más pequeño que el tricono Para una efectiva estabilización de las operaciones de perforación, es importante la correcta selección del estabilizador. Se pueden emplear dos tipos básicos de estabilizadores: estabilizadores de cuchillas y de rodillos. El criterio económico y de aplicación de cualquiera de los dos diseños va a depender de las variaciones de las condiciones de perforación, de mina a mina y de producto a producto. El estabilizador de cuchillas es de menor costo. Está normalmente, fabricado con tres o más barras de sección rectangular soldadas axialmente o siguiendo una espiral cilíndrica, a una corta sección de barreno de unas 30" de largo. Este tipo de estabilizador está diseñado para la perforación en rocas blandas y de dureza intermedia, originan una disminución del par de rotación disponible y una mala estabilización en terrenos muy duros después de perforar
los primeros barrenos. La rata de desgaste de las cuchillas, normalmente, resulta excesiva en formaciones muy duras y abrasivas debido a la acción de la fricción contra las paredes del hueco, por lo que necesitan frecuentes reconstrucciones. En una formación extremadamente abrasiva la vida efectiva de este tipo de estabilizador puede ser muy pequeña, por lo que no es recomendable debido a los altos costos de las reconstrucciones y los problemas operativos generados por su frecuencia en el cambio. Para la perforación de rocas desde las medianamente duras hasta las muy duras resulta eficaz el estabilizador mejorado provisto de rodillos cilíndricos en ejes paralelos al eje del hueco. Los estabilizadores de rodillos con insertos.de carburo de tungsteno requieren un menor par de rotación, tienen un mayor costo y son más eficientes que los de aletas. Los elementos guías en esta herramienta ruedan contra la pared del hueco, proporcionando una estabilización ajustada con exigencias de par mínimas. La vida útil de los rodillos depende de la adecuada elección para la formación en que se van a utilizar y, en términos generales, su vida útil es varias veces la vida de los estabilizadores de cuchillas.
Amortiguador de impactos Los amortiguadores de impacto (Shock absorbers), son acopladores silenciosos utilizados entre la conexión del cabezal de rotación y las barras, con el fin de absorber las vibraciones generadas por la acción de la broca durante la perforación. Este tipo de herramienta, desarrollado a partir de Ing. Miguel A. Gil
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1967, es útil cuando se perfora en formaciones fracturadas, estratificaciones intermitentes o formaciones duras. La utilización de estos amortiguadores produce los siguientes efectos: -
-
-
Reduce la frecuencia del mantenimiento de la perforadora por disminución de las cargas de choque axiales y de torsión Incrementa la velocidad de penetración al mantener a la broca en un contacto permanente y uniforme con la formación, permitiendo una optimización del binomio empuje/velocidad de rotación más adecuado a la formación rocosa. Incremento de la vida de la broca al disminuir cargas cíclicas, normalmente transmitidas a los cojinetes y estructuras de corte de los conos Disminución del ruido en la cabina del operador por la eliminación del contacto metal – metal entre el cabezal de rotación y las barras.
Los tipos de amortiguadores de impactos utilizados son: -
Amortiguador horizontal. Amortiguador vertical. Amortiguador de nitrógeno.
Amortiguador horizontal: Funciona como una unidad flexible y comprimible que reduce la vibración vertical y transversal. Los ensayos de campo han mostrado un aumento de la velocidad de penetración del 5% en rocas blandas y del 20% en rocas duras, con un aumento de la vida del tricono del 25%. Una característica de este sistema es que sólo tiene dos elementos de desgaste. Amortiguador vertical: Este tipo ensambla 18 segmentos elásticos montados verticalmente, que producen un amortiguamiento similar al tipo horizontal. Amortiguadores de nitrógeno: Este sistema utiliza nitrógeno a presión. Sus mayores inconvenientes son el alto coste de adquisición y mantenimiento.
Brocas tricónicas Una broca tricónica consta de un cuerpo con tres rodillos cónicos móviles, dotados de botones de carburo de tungsteno cementado, como elementos cortantes. Estos elementos van dispuestos en los rodillos de tal manera que el fondo del barreno se perfora totalmente cuando gira el tricono. Cuando estos se destinas a rocas duras y abrasivas, sus botones están menos separados que aquellos que se destinan a rocas más suaves y blandas, conteniendo además, menos botones. Uno de los aspectos más importantes de la perforación rotativa es la elección adecuada del tricono, ya que en caso contrario se tendrá: -
Velocidad de penetración menor que la óptima. Reducida duración del tricono y, por lo tanto, un mayor costo por metro perforado. Ing. Miguel A. Gil
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VARIABLES OPERATIVAS DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN Las perforadoras rotativas consisten en una fuente de energía, barras o tubos, individuales o conectados en serie, que transmiten a la vez el peso, la rotación y el fluido y, finalmente, una broca rotativa engarzada de dientes de acero o insertos de carburo de tungsteno. La perforación a rotación ataca la roca con la energía suministrada por la broca, generada por el movimiento de rotación y el empuje aplicado. Los rodillos con insertos de botones de carburo de tungsteno, son presionados contra la roca y al girar, fracturan la roca por medio de un efecto similar a la perforación a percusión. Las astillas de roca son removidas por el aire de barrido, suministrado por un compresor a bordo del taladro. Las variables operativas que intervienen en la perforación rotativa son: -
Fuerza de empuje Velocidad de rotación Fluido de circulación o aire de barrido Generación de polvo Nivelación del equipo Estabilidad Capacidad para remontar pendientes Inyección de aceite y grasa
Fuerza de empuje En la perforación a rotación la fuerza de empuje se utiliza para introducir los insertos del tricono dentro de la roca, en consecuencia, la utilización de la perforación a rotación exige una fuerza de empuje muy elevada. Esta fuerza ser suficiente para sobrepasar la resistencia a compresión de la roca, pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuros o anormales del tricono. La velocidad de penetración en este sistema es proporcional a la fuerza de empuje, por lo que al aumentar éste, hay que aumentar la velocidad de rotación para obtener mayores valores del torque aplicado. Cada equipo de perforación tiene limitaciones tanto del torque como del empuje. Si la fuerza de empuje es muy baja tendríamos: Baja velocidad de penetración por falta de contacto entre las herramientas de corte y la roca Desgaste excesivo de brocas y sarta de perforación Si por el contrario, es excesiva, ocasionaría:
Agarrotamiento del tricono Rotura del tricono por falla en la soldadura de los faldones que soportan los conos Desgaste excesivo del tricono y rotura de las superficies de corte Aumento del torque y recalentamiento del sistema de rotación Desviaciones por pandeo de las barras y/o rotura de las mismas Recalentamiento de la sarta de perforación
La fuerza de empuje requerida es baja comparada con la fuerza de rotación, debido a que el peso de la sarta de perforación es utilizado como parte de la fuerza de empuje. El peso de todo el conjunto de la máquina actúa, como reacción, contra el empuje aplicado a la broca, de donde aquel peso debe ser bastante superior a la carga máxima que se pretende aplicar. Para obtener el peso adecuado de la máquina, para compensar el empuje, puede llegar a ser preciso el empleo de un contrapeso. La capacidad de empuje de la máquina se recomienda que sea un 30% mayor que el empuje máximo de trabajo. Una vez conocido este parámetro de diseño, se tendrá definido el peso de la máquina, ya que el empuje suele ser el 50% del peso en trabajo, disponiendo de un 10 a un 15% de reserva para asegurar la estabilidad del equipo durante la operación y los desplazamientos. Ing. Miguel A. Gil
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La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje, hasta que se llega a un agarrotamiento del tricono contra la roca por efecto del enterramiento de los dientes o insertos, o hasta que por la alta velocidad de penetración y el gran volumen de detritus que se produce no se limpia adecuadamente el barreno. En formaciones duras, un empuje elevado sobre la boca puede producir roturas en los insertos antes de presentarse un agarrotamiento o un defecto de limpieza. También, disminuye la vida de los cojinetes, pero no necesariamente la longitud perforada por el tricono. Para obtener un buen índice de penetración en la roca es preciso un empuje mínimo que depende tanto de la resistencia de la roca como del diámetro que se pretende perforar. Las brocas usadas en perforación rotativa suelen requerir empujes de un orden entre 1.000 y 8.000 lb por pulgadas de diámetro según el tipo de rocas (equivalentes a 177 – 1.714 kg/cm de diámetro). Como el peso de las barras y adaptadores no son suficientes para obtener las cargas precisas, se hace necesario aplicar fuerzas adicionales, que suelen transmitirse casi exclusivamente a través de energía hidráulica El «empuje mínimo», por debajo del cual una roca no es perforada, puede estimarse con la siguiente ecuación: Donde: Em = Empuje mínimo (libras). RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa). D = Diámetro del tricono (pulg). El «empuje máximo», por encima del que se produce el enterramiento del tricono, se considera que vale el doble del valor anterior. El «empuje límite» que soporta un tricono es función del tamaño de sus cojinetes, que, a su vez, depende del diámetro del tricono: Donde: EL = Empuje límite del tricono (libras). D = Diámetro (pulg). El peso aplicado sobre la broca debe estar en el rango de 0,5 t/pl. de diámetro para rocas suaves a medianamente duras hasta 4 t/pl. de diámetro para rocas duras a muy duras. Empuje en función del tipo de roca TIPO DE ROCA
RPM
EMPUJE (kg/pulg)
Suave – media
Esquistos, aluvión, caliza, arenisca friable
75 – 160
750 – 1.950
Media – dura
Arenisca, calizas, dolomita
60 – 80
1.400 – 2.400
Dura – muy dura
Cuarcitas, granito
35 – 70
2.000 – 3.200
TIPO DE FORMACIÓN
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Empuje en función del diámetro del hueco EMPUJE DIÁMETRO DEL HUECO mm
pulgadas
kg
lb
152 – 200
6 – 7 7/8
13.600
30.000
178 – 230
6½-9
22.700
50.000
178 – 270
6 ½ - 10 5/8
31.800
70.000
230 – 311
9 – 12 ¼
40.800
90.000
251 – 445
9 7/8 – 17 ½
54.400
120.000
Existen básicamente cuatro sistemas de empuje:
Cremallera y Piñón Directo Cadena Directa y Cremallera y Piñón con Cadena.
El cuarto sistema está constituido por uno o dos cilindros accionados hidráulicamente. Tiene las siguientes ventajas: poco peso, absorbe impactos, indica el nivel de desgaste o fatiga y es fácil de reemplazar o ajustar.
Estos mecanismos de empuje permiten, además de suministrar un esfuerzo, perfectamente controlado, para izar las barras que constituyen la sarta de perforación. Las velocidades de elevación de la sarta suelen ser de 18 a 21 metros por minuto, no recomendándose valores superiores por problemas de vibraciones. El sistema de empuje consiste en dos cilindros hidráulicos y dos cadenas. La fuerza es aplicada a través de un cilindro hidráulico y cadena, sobre piñones situados a cada lado de la deslizadera de los motores de rotación, donde va acoplado el sistema de barras, de manera de proporcionar una Ing. Miguel A. Gil
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carga balanceada sobre la broca. Son pocos los casos en que los pistones hidráulicos actúan directamente a la cabeza de rotación.
Velocidad de rotación Con el fin de hacer girar continuamente las barras, las perforadoras rotativas, llevan un motor de rotación montado sobre un bastidor que se desliza a lo largo de la torre de perforación. Los sistemas de rotación pueden ser directos o indirectos El sistema de rotación Directo puede estar constituido por un motor eléctrico o hidráulico. El primero, es el más utilizado en las máquinas grandes, pues aprovecha la gran facilidad de regulación de los motores de corriente continua, en un intervalo de 0 a 100 r/min. En los diseños más antiguos se empleaba el sistema Ward Leonard y en los más modernos se usan thyristores o rectificado en estado sólido El sistema eléctrico, utilizado en la mayoría de las grandes máquinas, aprovecha la gran facilidad de variación de intensidad-potencia en motores de corriente continua, pudiendo así regularse suavemente la rotación entre 0 y 150 rpm, que es el rango normal. El sistema hidráulico consiste en una bomba hidráulica de presión constante en circuito cerrado y que por un convertidor de par puede variar, más o menos, de manera regular, la velocidad de rotación del motor hidráulico situado en la cabeza de la barra de perforación. Se trata de un buen sistema, pero el mantenimiento del circuito hidráulico en condiciones tan difíciles de polvo resulta problemático. El sistema mecánico se puede llevar a cabo por barra Kelly o por mesa de rotación. En el primer caso, una barra cuadrada o hexagonal paralela a la barra de rotación transmite la rotación desde la caja de cambios a la cabeza deslizante de rotación que atraviesa aquella, siendo la barra el primero de los piñones de la reducción de la cabeza. Es un antiguo y muy usado sistema que ha dado generalmente buen resultado tanto en petróleo como en minería. En el caso de mesa de rotación es necesario que la barra de rotación tenga una forma adecuada para que en todo momento engrane con los dientes de la mesa de rotación. Suficiente fuerza de rotación debe ser suministrada a la broca en cualquier condición de la perforación. La potencia de rotación requerida para la perforación de un material determinado y un diámetro de hueco, es proporcional a la velocidad de la mecha y a la fuerza de empuje por pulgada de diámetro. El incremento en la velocidad de penetración es el resultado del incremento en la velocidad de rotación. La combinación óptima (técnica y económica) de velocidad de rotación y fuerza de empuje, es siempre producto de una estrecha interrelación entre la velocidad de penetración y la vida de la broca. Ing. Miguel A. Gil
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Los sistemas mecánicos o indirectos son el de la Mesa de Rotación, muy popular en el campo del petróleo pero poco utilizado en las máquinas mineras, y el denominado de Barra Kelly El movimiento de rotación del sistema de perforación reviste una vital importancia en la velocidad de penetración debido a que su combinación con la fuerza de empuje condiciona las variables que intervienen en la mecánica de penetración en la roca. La velocidad de rotación insuficiente ocasiona: Paralización de la perforación Agarrotamiento de la broca En caso de ser excesiva: Desgaste excesivo de la broca y el varillaje Recalentamiento del sistema Rotura de los elementos de corte de las brocas La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación en una proporción algo menor que la unidad, hasta un límite impuesto por la evacuación del detritus. Las velocidades de rotación varían desde 60 a 120 r/min para los triconos con dientes de acero y 50 a 80 r/min para los de insertos de carburo de tungsteno. El límite de la velocidad de rotación está fijada por el desgaste de los cojinetes, que a su vez depende del empuje, de la limpieza del barreno y de la temperatura; y por la rotura de los insertos que es provocada por el impacto del tricono contra la roca, siendo la intensidad de éste proporcional al cuadrado de la velocidad de rotación. Velocidades de rotación adecuadas para diferentes tipos de roca
Constante de la formación rocosa ROCA
TIPO DE ROCA
VELOCIDAD DE ROTACIÓN (r/min)
RESISTENCIA CONSTANTE A LA K COMPRESIÓN MPa
Blandas
75 – 150
Muy blanda
-
14 X 10-5
Media
60 – 80
Blanda
-
12 X 10-5
Dura
35 - 70
Medio-blanda
17,5
10 X 10-5
Media
56,0
8 X 10-5
Dura
210,0
6 X 10-5
Muy dura
476,0
4 X 10-5
Potencia de rotación: La potencia de rotación requerida es igual al producto del par necesario para hacer girar el tricono por la velocidad de rotación.
Donde: HPr = Potencia de rotación (HP). Vr = Velocidad de rotación (r/min) Tr = Par de rotación (lb-pies).
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El par de rotación aumenta con el empuje sobre el tricono y la profundidad del barreno. Normalmente, las perforadoras se diseñan con una capacidad de par comprendida entre 10 y 20 libras/pie por libra de empuje. Cuando no se conoce el par necesario, la potencia de rotación se puede calcular a partir de la siguiente expresión:
donde: HPr = Potencia de rotación (HP). Nr = Velocidad de rotación (r/min) D = Diámetro de perforación (mm) E = Empuje sobre el tricono (kg x 103). K = Constante de la formación
Fluido de circulación En la perforación rotativa con triconos para minería, el fluido de circulación utilizado es el aire comprimido, quien cumple las siguientes funciones: -
Enfriar y lubricar los cojinetes del tricono. Limpiar el fondo del barreno y Elevar el detrito con una velocidad ascensional adecuada.
En la perforación rotativa con triconos, la evacuación del detritus es similar o la de otros métodos de perforación. La diferencia estriba en que el aire de barrido, además de ser inyectado en el hueco para la limpieza del detritus, circula por los cojinetes de bolas de los conos de la broca, de tal forma de mantenerlos libres de partículas que puedan acortarles la vida y mantenerlos refrigerados. El aire de barrido, generalmente es mezclado con cierta proporción de aceite, de tal manera que mantenga una lubricación constante en los rodamientos de la broca y ayude a mejorar el enfriamiento de los mismos. En este sistema de perforación, los equipos están dotados de compresores que producen aire a presión, solamente para el barrido, y que actúan independientemente del sistema de rotación, de forma que puede inyectarse a la presión adecuada para la limpieza. En general, para una eficaz operación de perforación, un barrido insuficiente originará: Mayor riesgo de entrabamiento de la sarta de perforación por atascamiento de la broca Disminución de la velocidad de penetración por efecto de la remolienda del detritus depositado en el fondo del hueco Mayor desgaste en las brocas Aumento del empuje necesario para perforar. Incremento de las averías de la perforadora, debido al mayor par necesario para hacer girar el tricono. Mayor desgaste del varillaje por incremento de la fatiga en el material y sobrecalentamiento En caso contrario, si la velocidad del aire es excesiva, resulta un efecto de chorro de arena (sand blasting), causando un excesivo desgaste en la estructura de la broca y las barras de perforación. El tamaño de los fragmentos depende, aparte de otras características intrínsecas de la matriz rocosa, del sistema de perforación. La perforación a percusión en rocas duras, produce detritus cuyas dimensiones oscilan desde polvo hasta 6 mm, aproximadamente, con un promedio de dimensiones de 0,6 mm; en cuanto a la perforación rotativa con triconos, el detritus abarca desde polvo hasta fragmentos de 12 a 18 mm de longitud, con promedio de 4 a 8 mm. Por esta razón, la perforación rotativa exige velocidades más altas que los otros métodos. Para garantizar un trabajo óptimo de la broca se debe mantener el fondo del hueco totalmente limpio; años de experiencia han demostrado que la velocidad anular de retorno debe estar entre 20 Ing. Miguel A. Gil
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y 35 m/s (4.000 fpm a 7.000 fpm), según la densidad de la roca y tamaño de los granos. Suelen tomarse en rocas de densidad 2.7 t/m3 alrededor de 5.000 fpm para seleccionar el compresor. Si los trozos son grandes y la masa de aire insuficiente, vuelven a caer a la broca para su remolienda hasta alcanzar el tamaño capaz de ascender, en este caso la velocidad puede ser incrementada hasta 9.000 ft/min (2.700 m/min), para aquellos materiales extra pesados y húmedos. El sistema de circulación del aire es desde el compresor, por tubo, al mástil y, desde éste, por manguera flexible protegida, a la cabeza de rotación, de donde pasa al interior de las barras de perforación que lo lleva hasta la broca, saliendo por las toberas de los conos para producir la remoción del detritus que los eleva hasta la superficie. El aire que pasa a través de los cojinetes de la broca es aproximadamente el 10% del total del aire suministrado, utilizándose para la limpieza y enfriamiento de la broca. La presión que se requiere, normalmente (para bancos de altura menor de 30 m) no es superior a 60 psi, estando lo normal entre 40 y 50 psi, suficiente en los bancos de (10 a 15 m), para vencer la caída de presión de la columna. Es recomendable mantener la presión por encima de 30 psi en la broca y aumentar 1 psi por cada metro de altura de banco. Se utilizan generalmente compresores rotativos de paletas (por su gran eficiencia) o bien de pistones en una sola etapa. Si se conoce la densidad de la roca y el diámetro de las partículas, pueden aplicarse dos fórmulas para calcular la velocidad ascensional mínima:
Y
Donde: Va = Velocidad ascensional mínima (m/min), ρr = Densidad de la roca (g/cm3). dp = Diámetro de la partícula (mm). El caudal de aire necesario se calcula mediante la expresión:
Donde: Ab = Área de la corona circular entre la pared del barreno (m2). Qa = Caudal del aire necesario (m3/min). Va = Velocidad ascensional (m/min). D = Diámetro del barreno (m). d = Diámetro de la barra (m). Otra fórmula para la determinación aproximada del caudal es:
Donde: Qa = Caudal de aire (m3/min). D = Diámetro del barreno (m).
Las velocidades ascensionales recomendadas, en función del tipo de roca, son las siguientes: Ing. Miguel A. Gil
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TIPO DE ROCA
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VELOCIDAD MÍNIMA
VELOCIDAD MÁXIMA
(m/min)
(pies/min)
(m/min)
(pies/min)
Blanda
1.200
4.000
1.800
6.000
Media
1.500
5.000
2.100
7.000
Dura
1.800
6.000
2.400
8.000
Con el ábaco que sigue a continuación puede determinarse con mayor exactitud el diámetro de las barras, conocidos el caudal de aire del compresor, la velocidad ascensional y el diámetro del barreno.
Así pues, el diámetro de las barras aconsejado, según el tipo de roca que se perfore, debe ser en formaciones blandas 3" (75 mm) menor que el diámetro del tricono, en formaciones medias 2" (50 Ing. Miguel A. Gil
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mm) y en formaciones duras 11/1" (38 mm), ya que a medida que aumenta la resistencia de la roca los detritus son más pequeños. Sin embargo, aumenta el número de equipos que utilizan compresores de media y alta presión, 100-150 p.s.i. (700 -1050 kPa), debido fundamentalmente a la mejora en la refrigeración de los rodamientos y a la posibilidad de emplear martillo en fondo. Cuando la resistencia a compresión de la roca sea menor de 100 MPa, la alta velocidad de penetración conseguida hace que los detritus no salgan del barreno si no se dispone de una corona circular suficiente, debiendo cumplirse:
Lo que equivale a:
Generación de polvo Uno de los temas que, hoy en día, reviste mayor importancia, lo constituye la supresión de los polvos generados por la perforación, por lo que la mayoría de los fabricantes han integrado a sus equipos sistemas para su control. El polvo no solo genera problemas a la salud de los trabajadores que realizan sus labores en las cercanías de los equipos sino que también causa daños a los equipos expuestos a él. Para controlar el polvo, el área que rodea al hueco que se está perforando, es encerrada mediante cortinas que evitan la salida del polvo al ambiente. Un sistema de control de polvo puede ser utilizado en combinación con el cuso de las cortinas. Los dos sistemas más populares de captación de polvo son: los colectores de polvo o la inyección de agua. Los colectores de polvo consisten en una aspiradora (o ciclón) que extrae el polvo del área aislada por las cortinas y lo hace pasar por una batería de filtros, eliminándolo del ambiente y depositándolo a un lado del equipo.
El método de supresión en húmedo consiste en la inyección de pequeñas cantidades de agua, solución aglomerante o espuma de perforación, en el suministro de aire que va a la broca. El polvo generado por la broca es humedecido en el fondo del hueco y sólo material mojado y esquirlas son Ing. Miguel A. Gil
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extraídos a la superficie. Éste es el método más efectivo para la supresión del polvo y tiene la ventaja de su gran simplicidad pero presenta algunos inconvenientes: -
Puede reducir la velocidad de penetración de la broca, al incrementar la densidad del detrito, haciendo difícil su desalojo. Reduce la vida del tricono entre un 15 y un 20%. Si se abusa del caudal de agua se forma una papilla espesa y abrasiva de difícil eliminación que causa un gran desgaste en la sarta de perforación. En climas fríos origina problemas operativos.
Nivelación del equipo Cuando la máquina está en situación de perforar se apoya sobre los gatos de nivelación que se encuentran anclados al bastidor, y cuya altura se regula desde la cabina. Cada perforadora suele disponer de tres a cuatro gatos y en esa operación se invierte alrededor de 1 minuto. El empleo de un gato hidráulico en cada esquina de la máquina es la configuración que proporciona la mejor distribución de cargas, reduciendo los esfuerzos de torsión al conjunto, las vibraciones al mástil y las averías en general.
Estabilidad Para obtener una alta productividad, las perforadoras deben ser capaces de desplazarse con el mástil y sarta de perforación en posición vertical. Por esto, los equipos deben estar diseñados de tal forma que el centro de gravedad, aun cuando la unidad se esté desplazando, se encuentre lo más bajo posible y centrado con respecto al tren de rodaje. Cuando las perforadoras van montadas sobre orugas éstas pueden sobredimensionarse para aumentar la estabilidad y disponer de un contrapeso para equilibrar mejor el conjunto.
Capacidad de remontar pendientes Los equipos sobre orugas son capaces de remontar pendientes mantenidas del 10 al 12% y alcanzar pendientes máximas del 20% durante recorridos cortos.
Inyección de aceite y grasa La inyección de aceite al aire de barrido produce una lubricación suplementaria de los rodamientos del tricono, consiguiéndose una mayor duración del mismo. Si el caudal es excesivo, se puede producir un taponamiento de los pasos de aire en los rodamientos y un fallo prematuro de los mismos, así como un apelmazamiento del polvo que puede impedir su fácil evacuación. Cuando se emplean compresores de paletas se ha visto que la vida de los triconos aumenta significativamente, debido a que el aire lleva consigo una pequeña cantidad de aceite. Por esto, si los compresores que montan las perforadoras son de tornillo se recomienda inyectar aceite al aire de barrido.
RENDIMIENTO DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN Velocidad de Penetración La velocidad de penetración depende de muchos factores externos: características geológicas, propiedades físicas de las rocas, distribución de tensiones y estructura interna. Esto hace que la determinación de la velocidad de penetración durante el desarrollo de un proyecto sea una tarea difícil para el ingeniero proyectista, pero necesaria ya que la decisión que se tome va a incidir decisivamente en el resto de las operaciones. Existen dos procedimientos para la determinación de la velocidad de penetración:
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1. Recogida de muestras representativas y realización de ensayos a escala por las casas fabricantes de triconos. Estas emiten un informe en el que se indican: - Tipo de tricono recomendado. - Empuje y velocidad de rotación aconsejadas. - Velocidad de penetración estimada y - Duración prevista del tricono. La fiabilidad de los resultados depende de la representatividad de las muestras enviadas y, en general, son conservadores a efectos de cálculo de producción y costes, pues en las pruebas no se tiene en cuenta el efecto de las discontinuidades y el relleno de éstas. 2. Cálculo de la velocidad de penetración a partir de la resistencia a compresión simple de la roca. Este procedimiento se basa en la utilización de fórmulas empíricas propuestas por diversos investigadores. Fórmulas empíricas de estimación de la velocidad de penetración Este procedimiento es de una gran sencillez y está basado en fórmulas empíricas determinadas por ensayos de campo. En general, tienen en cuenta las siguientes variables: -
Diámetro de perforación. Empuje sobre el tricono. Velocidad de rotación, y Resistencia a compresión simple.
La variable desconocida es la Resistencia a Compresión, cuyo valor es fácilmente estimado mediante un ensayo de laboratorio o de campo, a partir de la Resistencia Bajo Carga Puntual. La fórmula empírica que tiene una mayor fiabilidad en todos los rangos de resistencias de las rocas, y permite calcular en una operación en marcha el valor de RC, fue desarrollada por R. Praillet en 1978:
Donde: VP = Velocidad de penetración (m/h). E = Empuje (kg). Vr = Velocidad de rotación (r/min). RC = Resistencia a compresión de la roca (MPa). D = Diámetro del tricono (mm). Por último, las casas fabricantes de triconos han construido ábacos muy sencillos donde en función del empuje sobre el tricono y la resistencia a compresión de la roca, se calcula la velocidad de penetración para una velocidad de rotación constante de 60 r/min.
Velocidad media de perforación Una vez determinada la velocidad de penetración, es preciso estimar cuál será la velocidad media resultante al incluir los tiempos muertos y la disponibilidad mecánica de los equipos que se supone del 80%. Se calcula mediante la expresión:
Donde: VM = Velocidad media de perforación (m/h). VP = Velocidad de penetración (m/h). Otra forma más exacta de calcular "VM" es teniendo en cuenta los tiempos individuales no productivos, comentados anteriormente en el capítulo de perforación rotopercutiva. Ing. Miguel A. Gil
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COSTOS DE LA PERFORACIÓN A ROTACIÓN El costo de perforación por metro perforado se calcula mediante la siguiente fórmula:
Donde: CD = Costo de Depreciación (Bs/h). Cl = Costo de Intereses (Bs/h) CS = Costo de Seguros (PTA/h). CM = Costo de Mantenimiento (PTA/h). CMO = Costo de Mano de obra (PTA/h). CE = Costo de Energía (PTA/h). CL = Costo de Engrase y lubricación (PTA/h). CT = Costo de la Broca tricónica Ce = Costo del estabilizador Cb = Costo de las barras de perforación (PTA/m) VM = Velocidad de perforación media (m/h). " La metodología a utilizar el cálculo de cada uno de los costos relacionados en la fórmula es similar a la desarrollada en el capítulo 23, con algunas variantes y observaciones que se detallan a continuación:
Depreciación
La vida operativa de estas máquinas se puede estimar entre 50.000 y 100.000 h para las perforadoras eléctricas y de 16.000 a 30.000 h para las unidades diesel-hidráulicas sobre camión.
Intereses, seguros e impuestos.
La mayor parte de la maquinaria se compra con dinero prestado y por tanto deben tenerse en cuenta los intereses, además de los costes de seguros e impuestos que el equipo origina.
Mantenimiento
Representa los costos de reparación de averías y el mantenimiento preventivo. Se puede estimar multiplicando el precio de la máquina por 5 x 10-5 en perforadoras eléctricas o por 6 x 10-5 en las unidades diesel.
Mano de obra
Corresponde al costo horario del operador y ayudante, incluyendo los costos asociados al salario
Energía
Este costo puede ser el consumo de energía eléctrica o diesel, y se calcula a partir de las especificaciones de los motores.
Aceites y grasas
Se determina a partir de los datos suministrados por el fabricante, referidos a cambios de aceite, sistemas hidráulicos y capacidades de los cárteres o depósitos. Suele estimarse entre un 15 y un 20% del costo de energía.
Broca tricónica, estabilizador y barras de perforación
Constituye una de las partidas críticas, debido por un lado a la falta de información previa de los técnicos y por otro a su importancia, ya que su peso sobre el costo del metro perforado oscila entre el 15 y el 40 % del costo total, según la dureza de la roca. La duración de un tricono se puede estimar a partir de la ecuación: Ing. Miguel A. Gil
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Donde: VUT = Vida útil de la broca tricónica D = Diámetro (pulg). E = Empuje sobre la boca (miles de libras). Vr = Velocidad de rotación (r/min). VP = Velocidad de penetración (m/h). Las barras y estabilizadores suelen tener una vida media de 30.000 y 11.000 m, respectivamente.
Velocidad media
Se determina de acuerdo con lo expuesto anteriormente en este capítulo.
CAPITULO 25: TRICONOS PARA PERFORACIÓN A ROTACIÓN La excavación en roca ha sido un desafío para el hombre desde los comienzos de la historia. Muchas de las herramientas y métodos de perforación rotatoria utilizados hoy en día, tienen su origen en las antiguas civilizaciones egipcias y chinas, teniendo un progreso extremadamente lento durante unos 20 siglos. Los dos mayores avances tecnológicos para lograr lo que tenemos hoy fueron: la introducción de las brocas de perforación de tres conos giratorios, como herramienta de perforación, por Howard Hughes en el año 1909 y la introducción del aire como fluido de circulación en la perforación a rotación, en 1949. En 1916 y 1917, C. E. Reed desarrolló las brocas con discos gemelos reemplazables y cuatro cortadores giratorios. Estas primeras etapas en la evolución de los triconos ampliaron el rango de aplicaciones de la perforación rotativa más allá de los límites de profundidad y durabilidad. A partir de la década de los años 60, con el desarrollo de la perforación rotativa, se perfeccionó el diseño y fabricación de este tipo de brocas, mejorando alternativamente los cojinetes de los conos y la estructura cortante. Estos avances incluyen conos con metales más duros, soldados sobre dientes de acero, los cojinetes con rodillos de bolas giratorias para sostener y mantener los conos en su lugar, los insertos de carburo de tungsteno, el autolubricado de los cojinetes de rodillos sellados y los cojinetes lisos de fricción. Esta tendencia continúa hoy, con los nuevos diseños de cojinetes y sellos, mejores sistemas de retención de conos, carburos cementados mejorados y filos de un compuesto de diamantes con mayor resistencia al desgaste que ofrecen mayor rendimiento y confiabilidad, especialmente cuando se trata de formaciones duras. El trabajo de un tricono se basa en la combinación de dos acciones: -
Indentación: Los dientes o insertos del tricono penetran en la roca debido al empuje sobre la broca. Este mecanismo equivale a la trituración de la roca.
-
Corte: Los fragmentos de roca se forman debido al movimiento lateral de desgarre de los conos al girar sobre el fondo del barreno. La acción de corte sólo se produce, como tal, en Ing. Miguel A. Gil
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rocas blandas, ya que en realidad es una compleja combinación de trituración y cizalladura debido al movimiento del tricono.
COMPONENTES DE UNA BROCA TRICÓNICA Y ELEMENTOS DE DISEÑO Los elementos constitutivos de un tricono y, consecuentemente, de diseño son:
Conos Cojinetes Cuerpo de la broca
Conos La broca tricónica, como su nombre lo indica, está formada básicamente por tres conos dentados que son los elementos que interactúan con la roca. Las estructuras de corte en los conos que giran de forma independiente se hicieron populares en la década de 1900. Estas brocas duraban mas y podía hace huecos más profundos, sin embargo, estas primeras brocas carecían de durabilidad y confiabilidad. A principios de la década de 1930 se comenzaron los avances en el diseño de las estructuras de corte, desarrollando brocas con suficiente espacio entre los conos. Al dejar espacio entre conos adyacentes, la superficie de corte puede poseer elementos más largos, proporcionando una acción de limpieza adicional en formaciones blandas, no permitiendo que los dientes o estructuras de corte se toquen entre sí. -
Angulo del eje del cono
Uno de los aspectos más importantes que se tiene en cuenta en el diseño de un tricono, es el ángulo formado entre el eje vertical de la broca y una línea perpendicular al eje donde gira el cono. Este ángulo determina el diámetro del cono dentado de acuerdo con el diámetro del barreno. A medida que se aumenta el ángulo del eje, el diámetro del cono se debe disminuir o a medida que se disminuye el ángulo se puede aumentar el diámetro del cono.
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Un cono geométrico, girando sobre un plano alrededor de su vértice, describiría un movimiento de rotación sin deslizamiento de su generatriz sobre el plano. Un cono cortante, actuando sobre la roca de este modo, la rompería por una acción de machaqueo – astillamiento, siendo ésta la principal acción que se obtiene en un cono que trabaja en una roca dura. El avance del tricono en el fondo del barreno lo regula en gran parte el tamaño y forma de los conos, es decir el perfil del mismo. -
Excentricidad de los conos
Otro factor a tener en cuenta en el diseño es el descentramiento u “offset” de los ejes de rotación de los conos. En el caso de rocas duras, este descentramiento es prácticamente nulo, con lo que el arranque de la roca se efectúa por trituración al sufrir los conos un movimiento de rodadura perfecta. En rocas blandas se tiende a que el descentramiento sea mayor, obteniéndose así la rotura de la roca por desgarre o rapado, ya que los conos experimentan un movimiento de deslizamiento junto con el de rotación. En rocas de tipo medio se combinan por igual ambos efectos de rotación y deslizamiento, obteniendo el arranque de la roca por trituración y desgarre. Las brocas de conos giratorios remueven la roca acanalándola y raspándola o triturándola. A medida que los conos se apartan del movimiento giratorio real, las estructuras cortantes penetran y raspan más. El desplazamiento o ángulo de excentricidad del cono y la forma del mismo, provocan que los conos dejen de girar periódicamente a medida que gira la broca. Como resultado, las estructuras cortantes se deslizan en el fondo del hueco y raspan la formación. Los ángulos de desplazamiento (offset) varían de 5º para formaciones blandas a cero para formaciones duras. Las brocas para formaciones blandas utilizan estructuras de corte más largas con ángulos de desplazamiento en los conos que reducen el movimiento de rotación. Los cortadores cortos en los conos que giran más, provocan una acción de trituración en las formaciones duras. -
Angulo del cono
El ángulo del cono es inversamente proporcional al ángulo del eje del cono, de forma que cuando éste aumenta el ángulo del cono debe disminuir para evitar las interferencias entre los conos. -
Longitud de los dientes
En un tricono de dientes la longitud de éstos está definida por la profundidad de la fresa en el cono. Si el tricono es de insertos, la longitud vendrá dada por la parte visible de los botones de metal duro. Ing. Miguel A. Gil
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Espesor del cono
Se debe disponer de un espesor mínimo para asegurar la resistencia estructural del cono. El espesor está determinado por el tamaño de los cojinetes, por la profundidad de la fresa en los triconos de dientes y por la profundidad de encastramiento en los de botones.
Cojinetes Los conos están montados sobre un “tetón” o cojinete, que es parte integral del cuerpo de la broca. Los cojinetes están formados por: -
-
-
Superficies o pistas de deslizamiento interiores (sobre los ejes) Superficies o pistas de deslizamiento exteriores (dentro de los conos) Elementos de rodamiento y fricción
Hasta ahora los fabricantes han utilizado diversos conjuntos de cojinetes; pero la práctica ha demostrado que el conjunto más indicado en los triconos, es el formado con rodamientos de bolas, de rodillos y lisos de fricción. Cada rodamiento tiene un cometido distinto durante la perforación, los de rodillo junto con los de fricción soportan las cargas radiales; las cargas de empuje hacia afuera, según el eje, son soportadas por el tetón de fricción, transmitiendo parte de esta carga a los rodamientos de bolas cuando el tetón se encuentra algo desgastado. La superficie de empuje perpendicular al pasador guía y al botón de empuje está diseñada para soportar cargas hacia el exterior. La pista de bolas mantiene el cono en funcionamiento y soporta el empuje hacia el interior. Cuando otras partes del cojinete están desgastadas, la pista de bolas también soportará algunas cargas radiales y excéntricas. En los triconos, un porcentaje elevado de aire se desvía a través de los cojinetes, por una serie de conductos taladrados en los ejes, con objeto de refrigerar y limpiar los elementos del mismo. La adición de aceite a la tubería de aire comprimido contribuye a mejorar la vida de los cojinetes y, por tanto, disminuye el costo de perforación.
Cuerpo de la broca El cuerpo del tricono se compone de tres partes idénticas que se denominan globalmente “patas”. Cada pata contiene un cojinete integral sobre el que se inserta el cono y también los conductos a través de los cuales circula el fluido de barrido para limpiar el detritus de perforación del fondo de Ing. Miguel A. Gil
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los barrenos. Una de las tareas del cuerpo del tricono es la de dirigir el fluido de barrido hacia donde la limpieza sea más efectiva. Los triconos son diseñados para que una parte del aire, aproximadamente el 10%, se aproveche para la refrigeración y limpieza de los cojinetes. El resto del aire pasa a través de unas toberas, con el fin de limpiar los conos y producir la turbulencia necesaria para iniciar la elevación del detritus a través del espacio anular. Estas toberas disponen de unos diafragmas, los cuales pueden variarse de posición para obtener las condiciones adecuadas y conseguir una limpieza efectiva del útil y fondo del barreno. También suelen utilizarse toberas recambiables para conseguir el mismo fin. Los triconos actuales son de chorro (jet) que impulsan el aire entre los conos directamente al fondo del barreno, debiendo suministrar los compresores el suficiente caudal y presión para limpiar tanto el fondo del barreno como los conos. Mediante soldadura controlada por ordenador se unen las tres cabezas en una unidad y después se mecaniza la rosca donde se inserta la tubería. La rosca transmite al tricono los esfuerzos de torsión y los axiales producidos por la perforadora a través de las tuberías.
METALURGIA DE LOS MATERIALES DEL TRICONO Las estructuras de las brocas tricónicas, inicialmente se fundía o forjaban en una sola pieza con los conos y en algunas ocasiones se les adherían cuchillas complementarias. Con el diseño de tres conos, los fabricantes comenzaron a producir unidades con piezas de sujeción y conos individuales que posteriormente se ensamblaban y soldaban. Las tolerancias más estrechas para el forjado, el maquinado, el tratamiento térmico, la sinterización el triturado, la soldadura y la metalurgia de partículas pulverizadas, son los cimientos del actual rendimiento de las brocas de conos giratorios. La Empresa REED fue pionera en el armado de un sistema de maquinado de las superficies de los cojinetes, para proveer formas consistentes y eliminar excentricidades. Los avances en la metalurgia de partículas pulverizadas se han traducido en un mejorado rendimiento de metal duro de alta calidad para las brocas con dientes de acero. Los revestimientos soldados para los dientes de la broca han evolucionado desde que se utilizaba la soldadura manual con barras compuestas, fabricadas con polco de acero y carburo de tungsteno Ing. Miguel A. Gil
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Los conos y dientes de corte se forjan de barras de acero laminadas en caliente. El tratamiento térmico endurece las cavidades de los cojinetes. Los elementos coniformes se elaboran forjando contornos y un agujero rustico, seguido de un fresado detallado y complejo de cada uno de los dientes en forma individual, soldando manualmente el carburo de tungsteno en cada diente para aumentar su resistencia al desgaste. Para las brocas de insertos, los insertos de carburo de tungsteno cementado, se sinterizan y se colocan a presión en agujeros ligeramente más pequeños que los insertos, precisamente labrados en las superficies de los conos. La durabilidad de los insertos depende de los avances en la metalurgia de partículas pulverizadas que eliminan los defectos, optimizan la química del aglutinante y logran una relación precisa entre la dureza y la firmeza para cada aplicación. Los carburos cementados menos porosos son mezclados en los dientes de acero o sinterizados en insertos resistentes al desgaste o la erosión para formaciones duras o en insertos mas fuertes para formaciones blandas. El control cuidadoso del proceso asegura las propiedades precisas del material y el adecuado tamaño de los granos. Asimismo, la compresión isostática a alta temperatura elimina los defectos intersticiales del carburo cementado. En la tabla que se muestra a continuación se muestran las características que deben tener los diferentes tipos de elementos que conforman la broca y las aleaciones típicas del acero con el cual están construidos.
ELEMENTO DEL TRICONO
PROPIEDADES REQUERIDAS
TIPO DE ACERO
Cono
Resistencia al impacto y la abrasión
Carbono, manganeso, níquel y molibdeno
Pata
Resistencia a la fatiga. Alta resistencia al impacto. Soldable
Carbono, manganeso, cromo y molibdeno
Rodamientos de rodillo y bolas
Alta resistencia al impacto
Carbono, manganeso, níquel, cromo y molibdeno
Pasadores y buje guía
Resistencia al desgaste
Cromo, carbono, níquel, manganeso y silicio
Botón de empuje
Resistencia al desgaste
Carbono, wolframio, cromo, molibdeno y vanadio
Pistas del cojinete
Resistencia al desgaste
Cobalto, cromo, carbono, wolframio y níquel
Dientes
Resistencia a la abrasión elevada
Wolframio, carbono
insertos
Resistencia a la abrasión elevada. Resistencia al impacto
Wolframio, carbono y cobalto
TIPOS DE TRICONOS Y CRITERIOS DE SELECCIÓN Dentro de los triconos se pueden distinguir dos grupos, los dentados y los de insertos. Estos últimos son los que suelen utilizarse en rocas duras, ya que el arranque de la roca principalmente es por trituración, mientras que los dentados se suelen utilizar en rocas más blandas en los que el arranque es por desgarre o bien desgarre y trituración. Ing. Miguel A. Gil
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El avance del tricono en el fondo del barreno, lo regulará en gran parte el tamaño y forma de los conos, es decir el perfil del mismo. En la selección del tipo de tricono influyen fundamentalmente la resistencia a compresión de la roca y su dureza. Normalmente, los usuarios envían muestras a las empresas fabricantes de triconos para que asesoren sobre el tipo de broca a utilizar, velocidades de penetración probables y duración en metros.
Triconos de dientes Los triconos de dientes se clasifican en tres categorías, según el tipo de formación rocosa: blanda, media y dura.
Formaciones blandas
Los triconos para formaciones blandas tienen rodamientos pequeños compatibles con los dientes largos y los pequeños empujes sobre la boca que son necesarios. Los dientes están separados y los conos tienen un descentramiento grande para producir un efecto de desgarre elevado.
Formaciones medias
Los triconos para estas formaciones tienen cojinetes de tamaño medio, de acuerdo a los empujes necesarios y el tamaño de los dientes. La longitud de los dientes, espaciamiento y descentramiento son menores que en los triconos de formaciones blandas.
Formaciones duras
Los triconos de formaciones duras tienen cojinetes grandes, dientes cortos, resistentes y muy próximos unos de otros. Los conos tienen muy poco descentramiento para aumentar el avance por trituración, requiriéndose empujes muy importantes
Triconos de insertos Existen cuatro tipos de triconos, que se diferencian en el diseño y tamaño de los insertos, en el espaciamiento de los mismos y en la acción de corte. La clasificación de los triconos de insertos es similar a los triconos de dientes, se clasifican en tres categorías, según el tipo de formación rocosa: blanda, media y dura. Ing. Miguel A. Gil
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Formaciones muy blandas
La configuración del tricono es de una estructura de corte muy agresiva, para rocas muy blandas con una resistencia a la compresión hasta 100 MPa (14 500 psi)
Formaciones blandas
La configuración del tricono está diseñada con puntas afiladas de los insertos para roca blanda con una resistencia a la compresión de 75 – 125 MPa (10 878 – 18 130 psi).
Formaciones medias
El tricono medio está diseñado con un plantilla de espaciamiento de insertos apropiada para roca media con una resistencia a la compresión de 100 - 310 MPa (14 500 – 44 962 psi).
Formaciones duras
El tricono está diseñado con insertos tenaces y muy cercanos, para rocas duras con una resistencia a la compresión de 200 MPa (29000 psi) (mínimo).
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Los triconos de dientes tienen la ventaja de su bajo costo, pues valen la quinta parte que uno de insertos. Sin embargo, las ventajas de los de insertos son: -
Mantienen la velocidad de penetración durante la vida del tricono. Requieren menos empuje para conseguir una velocidad de penetración. Precisan menos par, y así disminuyen las tensiones sobre los motores de rotación. Reducen las vibraciones, produciendo menos fatigas en la perforadora y en el varillaje. Disminuye el desgaste sobre el estabilizador y la barra porque los insertos de carburo mantienen el diámetro del tricono mejor que los de dientes. Producen menos pérdidas de tiempo por cambio de bocas y menores daños a las roscas.
EFECTOS DE LOS PARÁMETROS OPERATIVOS SOBRE LOS TRICONOS Las principales variables de operación en la perforación rotativa son: -
Empuje o peso sobre la broca Velocidad de rotación Aire de barrido
Los intervalos de variación de estos parámetros y sus valores óptimos, son determinados y limitados por una serie de factores que podrían agruparse en tres categorías: -
Condiciones de la roca Capacidad del equipo Características de la broca
Efecto del Empuje Para la rotura de la roca se requiere de la aplicación de una fuerza y una energía que vendrían determinadas por sus características intrínsecas. A partir de unos valores mínimos, la eficacia con que se fracture la roca será función de la potencia aplicada. Un empuje excesivo puede ser causa de roturas en los insertos en rocas duras y de un alto nivel de desgaste en formaciones abrasivas. En formaciones blandas y no abrasivas, la estructura de corte raramente limita la vida del tricono y un empuje alto no da lugar a daños, siempre que exista suficiente aire para limpiar el fondo del barreno. La vida de un cojinete es inversamente proporcional al cubo del peso ejercido sobre el mismo. Pero, como en los triconos se emplean elementos de fricción que sufren desgastes y fatigas, esta relación no es válida y se acepta que la duración de un cojinete es inversamente proporcional al peso elevado a una potencia que varía entre 1,8 y 2,8.
Efecto de la velocidad de rotación Los límites máximos de velocidad de rotación están determinados por los mismos fenómenos que afectan al empuje, aunque en este caso, la influencia de la broca como factor limitante es más considerable. Para un empuje dado, en la medida que se incrementa la velocidad de rotación se presentaran, problemas por insuficiencia en el aire de barrido y la disminución de la rata de penetración por enteramiento, incrementándose en cuanto mayor sea la velocidad. La vida de los cojinetes es independiente de la velocidad de rotación o disminuirá ligeramente al aumentar el número de RPM. El efecto de la velocidad de rotación sobre los conos es mucho más importante, al aumentar la velocidad de rotación, aumenta el desgaste de los insertos en formaciones abrasivas y aumentan las roturas de los dientes o insertos en formaciones duras. Las roturas tienen lugar por efectos de impacto y estos son proporcionales al cuadrado de la velocidad de rotación. La resistencia del acero a la fatiga, también se ve influida por la fuerza de los impactos, el desgaste de los dientes aumenta rápidamente con las RPM en las brocas nuevas y sigue Ing. Miguel A. Gil
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aumentando, pero mucho más lentamente, en las brocas gastadas. Lo que puede indicar que puede ser conveniente trabajar con velocidades de rotación más altas en la medida que aumenta el desgaste de los conos.
Efecto del aire de barrido El aire de barrido arrastra el detritus fuera del hueco, limpia el fondo del hueco y refrigera y mantiene limpias las distintas partes de la broca. Las necesidades de aire en presión y volumen vienen determinadas por estos factores y limitadas por las características del compresor del taladro. Las diferencias en el suministro de aire pueden afectar a la broca de dos formas: 1. Desgaste de los conos: Si el volumen de aire es insuficiente o la presión en el fondo no alcanza a remover eficazmente el detrito generado, se producirá una retrituración de estos, lo que implicaría perdidas inútiles de energía y una severa abrasión y desgaste de la matriz de acero del cono y el faldón de la broca. 2. Desgaste de los cojinetes: una mala refrigeración de los cojinetes llevaría consigo su rápida destrucción por calentamiento excesivo. Una presión insuficiente del aire que pasa a los cojinetes facilitaría el paso del polvo a los mismos, con la consiguiente abrasión y trancado de su mecanismo.
SELECCIÓN DE TOBERAS Los triconos se diseñan para que una parte del aire, que aproximadamente es un 20%, se aproveche para la refrigeración y limpieza de los cojinetes, el resto del aire pasa a través de unas toberas, con el fin de limpiar los conos y producir la turbulencia necesaria para iniciar la elevación de los detritus a través del espacio anular. Estas toberas disponen de unos diafragmas, los cuales pueden cambiarse de posición para obtener las condiciones adecuadas y conseguir una limpieza efectiva en el fondo del barreno. También, pueden utilizarse toberas recambiables para el mismo fin. Para el cálculo del diámetro de las toberas, según se disponga de una sola o de tres, se utilizan las siguientes expresiones: Para una tobera:
Para tres toberas:
Donde: Dt = Diámetro de la tobera (m m). Qa = Caudal de aire (m 3/min). Pa = Presión de salida del compresor (kPa)
EVALUACIÓN DEL DESGASTE DEL TRICONO Una observación de las brocas, que permita obtener conclusiones acerca de sus condiciones de empleo, exige un buen conocimiento de todas las variables que influencian una perforación y una cierta dosis de experiencia, que permita realizar un diagnostico eficaz. Resulta útil el empleo de fotografías y análisis realizados por los fabricantes en los que se muestran las fallas más corrientes y sus posibles causas. Ing. Miguel A. Gil
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Normalmente, las brocas de dientes de acero suelen fallar pro los conos y las de insertos por los cojinetes. En general una de estas dos partes falla antes que la otra, cuando el ideal sería el fallo simultáneo de las dos, lo que rara vez se produce, con lo que supondría el máximo aprovechamiento de la vida útil de la broca. Un trabajo importante en la utilización efectiva de los triconos, lo constituye el análisis de las brocas gastadas, la identificación de las posibles causas ayuda a corregir errores operativos y mejorar la selección del tipo de tricono. Los fallos se producen generalmente debido a tres causas: -
Fallos en los conos Fallos de los cojinetes Fallos en cuerpo de la broca (faldones)
La gran variedad de casos que se pueden presentar es muy amplia, por lo que en este apartado, enumeraremos algunos de los más comunes que se presentan, el tipo de fallo y las probables causas que lo ocasionan.
Fallos en los conos ELEMENTO
FALLO
Dientes
Rotura
Dientes
Desgaste
Formación abrasiva
Matriz
Desgaste
Insuficiente velocidad de aire, Aumento de caudal de aire, revisión retrituración de conductos de aire por posible obstrucción, revisión de compresores
Superficie de medida
Desgaste
Baja presión de aire, roca Aumento de presión de aire, revisión excesivamente dura, de conductos de aire por posible alternancia de capas duras obstrucción, revisión de compresores, cambio de tipo de broca
Concavidad interior
CAUSAS
SOLUCIÓN
Excesivo empuje o velocidad, Cambio de tipo de broca, mejorar broca inadecuada, práctica operativa vibraciones en la sarta
Grietas
excesivamente Cambio a otro tipo de broca
Excesivo impacto, bajada o Mejorar práctica operativa elevación de la sarta violentamente
Fallos de los cojinetes ELEMENTO
FALLO
Ejes, rodamientos, superficie de fricción
Desgaste
Falta de aire, conductos de Aumento de caudal y presión de aire, aire obstruidos, exceso de revisión de conductos de aire por agua posible obstrucción, revisión de compresores
Ejes
Astillado
Fatiga, exceso de impactos, Mejorar práctica operativa, revisión de insuficiencia de aire para conductos de aire por posible refrigeración, excesiva obstrucción, revisión de compresores velocidad de rotación
Cojinetes
Trancado
Presión de aire insuficiente, Aumento de caudal de aire, revisión excesivo empuje de conductos de aire por posible obstrucción, revisión de compresores, mejorar práctica operativa
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CAUSAS
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SOLUCIÓN
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Fallos del cuerpo de la broca (faldones) ELEMENTO
FALLO
CAUSAS
Faldones
Desgaste
Falta de abrasiva
Juntas
Roscas dañadas
Acoplamiento descuidado, Revisar acoplamiento, engrasar falta de lubricación, sarta generosamente, revisar sarta torcida
Uniones soldadas
aire,
roca
SOLUCIÓN muy Revisión de conductos de aire por posible obstrucción, revisión de compresores, reforzado de faldones
Agrietadas Excesivo impacto, bajada o Mejorar práctica operativa elevación de la sarta violentamente
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CAPITULO 26: MÉTODOS DE PERFORACIÓN ESPECIALES Además de los equipos estándar de perforación, existen en el mercado unidades y sistemas de montaje destinados a aplicaciones especiales o muy concretas. Entre esos trabajos cabe citar: la perforación de macizos rocosos con recubrimiento de materiales no consolidados y/o lámina de agua, los equipos de perforación de pozos y chimeneas, la perforación térmica, la perforación con chorro de agua, etc.
PERFORACIÓN A TRAVÉS DE RECUBRIMIENTO Por “Perforación a través de Recubrimiento” se conocen los métodos de perforación en arcillas, arenas, gravas y piedras de cantos rodados de diferentes tamaños y en aquellos terrenos de relleno compactado, formado por materiales no consolidados la perforación puede concluir dentro del recubrimiento o atravesar éste y continuarla a través de la roca sólida. Estos métodos de perforación fueron desarrollados para resolver los problemas que se presentaban al atravesar terrenos pedregosos, macizos poco consolidados o alterados, recubrimientos, etc., que exigían la entubación continua de los barrenos para conseguir su estabilidad.
Algunas de las aplicaciones que actualmente tienen estos sistemas son: -
Perforación para voladuras submarinas. Perforación para voladuras de macizos con recubrimiento sin retirada previa de éste. Anclajes. Cimentaciones. Pozos de agua. Sondeos de investigación, etc.
Para este tipo de perforaciones, pueden utilizarse martillo en cabeza o martillo en fondo y consiste en atravesar el recubrimiento al mismo tiempo que se lleva a cabo la entubación, que consiste en ir colocando tramos de tubería a medida que avanza la perforación. De esta manera se evita que se produzcan derrumbes de las paredes del hueco al atravesar la capa de recubrimiento. Después de culminada la perforación, las tuberías pueden sustituirse por tubos plásticos o mangueras. Una característica importante de estas técnicas es que el barrido debe ser muy eficaz, pudiendo realizarse a través de un adaptador o espiga con circulación central de fluido, o por medio de una cabeza de barrido independiente o lateral, en cuyo caso la presión del fluido debe ser mayor. Los distintos métodos que se utilizan para la perforación del recubrimiento con perforadoras de percusión son:
Método ODEX: La entubación se realiza sin rotación, se utilizan las vibraciones de la perforadora y el peso de la tubería Ing. Miguel A. Gil
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Método OD: La entubación se realiza por percusión y rotación.
Método ODEX
Principio
El método ODEX se basa en el principio del escariado continuo, la broca es excéntrica que ejecuta un hueco de un calibre mayor que el del tubo exterior que desciende a medida que avanza la perforación. Una vez alcanzada la profundidad requerida, la sarta gira en sentido contrario, de modo que la broca escariadora se vuelve concéntrica perdiendo diámetro, pudiendo así extraerse por el interior de la tubería de revestimiento. A continuación, se introduce el varillaje convencional y se continúa la perforación. Si la perforación debe continuar en roca, se sustituye la broca ODEX por una broca convencional, continuando la perforación con una sarta de varillaje extensible o con martillo de fondo.
Entubación
En la entubación del hueco pueden utilizarse tuberías de acero roscadas o soldadas. Las tuberías soldadas son muy comunes en la captación de agua y las roscadas en perforación de barrenos, anclajes, y estabilizaciones, de manera que las mismas puedan retirarse y utilizarse nuevamente. Cuando se tenga que extraer la tubería, se sustituye el casquillo adaptador por un dispositivo elevador.
Barrido
Cuando la perforación se realiza con martillo en cabeza, el fluido de circulación se suministra a través de una cabeza de barrido. Con martillo de fondo, a través de la unidad de rotación y el varillaje. En ambos métodos el detrito asciende por el anillo circular que queda entre la tubería y el varillaje, saliendo por los cabezales, el detrito se tamiza dentro del espacio que queda entre la guía y la entubación. Las partículas gruesas y pesadas, retroceden y sufren un proceso de machacamiento. Como fluido de circulación puede emplearse el aire hasta una profundidad de unos 20 m, a partir de la cual se recomienda la adición de un espumante biodegradable que permite aumentar la eficiencia del barrido, la estabilidad de las paredes, reducir los desgastes e incrementar la velocidad de perforación. También es útil para la lubricación de las paredes del hueco, con el fin de facilitar la entubación. Ing. Miguel A. Gil
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Aplicaciones
El método ODEX debe utilizarse cuando surgen algunas de las dificultades siguientes: -
Escasa estabilidad de las paredes del barreno, necesitando entubación continua Terrenos pedregosos Rocas sueltas
Este método presenta numerosas ventajas, aunque algunos aspectos críticos a estudiar son las dimensiones de los tubos de revestimiento, el barrido y el sistema de perforación.
Método OD
Principio
El método OD consta de un tubo exterior de revestimiento con una corona de carburo de tungsteno cementado en el extremo inferior. Este tubo incorpora un varillaje interno, extensible, que está compuesto por barras estándar, de su misma longitud, cuya prolongación se lleva a cabo con manguitos independientes de los de los tubos y una broca de plaquitas Tanto los tubos como el varillaje se conectan al martillo mediante un adaptador de culata especial que transfiere la rotación y la percusión a ambos.
Las operaciones básicas de aplicación del sistema son: 1. La tubería de revestimiento con corona de carburo de tungsteno y varillaje extensible, atraviesan las capas del recubrimiento. 2. La corona externa perfora la roca unos centímetros al alcanzar el substrato rocoso. 3. Se perfora con el varillaje extensible interior, siempre que en el transcurso de dicha operación no se atraviesen niveles descompuestos o arenosos, en cuyo caso se descendería al mismo tiempo la tubería exterior. 4. Se extrae el varillaje extensible. 5. Se introduce la tubería de plástico o manguera, firmemente ajustada a la roca Ing. Miguel A. Gil
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6. Se extrae la tubería de revestimiento. La carga del explosivo puede efectuarse a través de la tubería de plástico o manguera.
Barrido
Para el barrido de los barrenos, normalmente, se emplea agua y también aire comprimido con o sin espuma. Si la evacuación del detritus lo exige, el barrido central puede complementarse con un barrido lateral. Como entre la tubería exterior y las paredes de los taladros existe un rozamiento que aumenta con la profundidad, las perforadoras utilizadas deben disponer de un elevado par de rotación y si rozamiento se hace muy significativo, suele aplicar al agua, un espumante que facilita la perforación. En muchas ocasiones surge la necesidad de aumentar el medio de barrido, lo que se logra haciendo fluir un agente de barrido entre la tubería y el varillaje, a través de un sistema lateral independiente, en este caso, la presión del barrido no debe ser, en ningún momento, superior a la presión del medio de barrido central, debido a que existe la posibilidad de que el detrito llegue al interior de la perforadora a través del conducto central. A continuación se muestra una tabla como guía de selección para ambos métodos de perforación
CARACTERÍSTICA S
PERFORADORAS CON MARTILLO DE FONDO
PERFORADORAS CON MARTILLO EN CABEZA
ODEX 90
ODEX 115
ODEX 140
ODEX 165
ODEX 215
ODEX 76
ODEX1 27
OD 70
Diámetro interior mínimo (mm)
90
115
140
165
215
76
127
70
Diámetro del barreno escariado (mm)
123
152
187
212
278
96
162
108
Profundidad máxima del recubrimiento (m)
60
100
100
100
100
40
40
40
3” DTH
4” DTH
5” DTH
6” DTH
7 - 8” DTH
R38
R38
R38
Soldad o
Soldad o
Soldad o
Equipo interior Tubo de revestimiento
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Rosca Rosca soldada soldada
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Rosca Rosca soldada soldada
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Perforación submarina
Generalidades
La perforación y voladura submarinas se utilizan en operaciones tales como, construcción de canales de navegación en puertos y vías fluviales y marítimas. La roca sólida a volar está cubierta generalmente por una capa gruesa de limo y tierra sin consolidar. En principio, el trabajo se realiza de la misma forma que en la voladura de bancos en la superficie. Los barrenos verticales para la excavación de la roca submarina se perforan normalmente desde una plataforma, o directamente en el fondo mediante buzos. Después de la voladura, la roca se extrae por medio de dragas y se evacúa mediante barcazas. Teóricamente existen muy pocas diferencias entre la voladura en tierra firme y la voladura submarina. Sin embargo, el volumen de perforación al igual que el consumo de explosivo, son mucho más grandes en el caso de la perforación submarina. Las razones son:
La roca debe aparecer muy fragmentada al objeto de facilitar su carga. Los bancos submarinos son más bajos, por lo que han de reducirse el espaciamiento y la línea de menor resistencia. Los fallos en las voladuras resultan mucho más costosos, por lo que han de tomarse las precauciones necesarias. Métodos El método de perforación más generalizado es el que se realiza desde una plataforma flotante, o bien apoyada sobre una serie de soportes de accionamiento hidráulico. En este último caso, la perforación no se ve afectada por las olas.
Los equipos de perforación van frecuentemente montados sobre caballetes a modo de torres, los cuales se desplazan a lo largo de un ala lateral de la plataforma. También pueden ser movidos en dos direcciones sobre una abertura central de la plataforma, utilizando una especie de puentes-grúa. El equipo de perforación del recubrimiento se necesita, no sólo desde el punto de vista de estabilización del terreno, sino que también para perforar a través del limo y otros materiales que cubren la roca. Durante la inmersión y la perforación del limo, la rotación que se precisa es muy escasa. En consecuencia, los acoplamientos de la tubería y manguitos del varillaje han de estar firmemente tensados. Generalmente el lecho del mar está cubierto por una capa de recubrimiento de diferentes espesores, capa cuya extracción resulta difícil y costosa. El método OD al igual que el ODEX, son las alternativas económicas que hacen posible la perforación de la roca sólida a través del recubrimiento, en una simple operación. Ing. Miguel A. Gil
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También pueden considerarse otros métodos de perforación en el caso de pequeñas excavaciones. Aquí pueden utilizarse perforadoras manuales manejadas por buzos, o equipos sobre orugas manejados desde tierra. En cualquier caso, el fondo debe liberarse previamente de ese material de recubrimiento. La perforación submarina llevada a cabo desde tales plataformas, tienen una mayor capacidad que el trabajo realizado por los buzos, lo que se evidencia aún más, cuando la perforación ha de efectuarse a grandes profundidades. Actualmente, el método que más se utiliza es el método OD, que viene equipado para perforar con martillo en cabeza. Con este sistema, los diámetros de perforación que pueden obtenerse son de 51, 70 y 102 mm, de los que el más generalizado es de 70 mm. Dicho método consta de una tubería de revestimiento exterior, la cual lleva una corona de perforación. Por el interior de esta tubería, va situado el varillaje extensible, de 38 mm, con una broca de plaquitas de 70 mm. Tanto la tubería como el varillaje se acoplan al mismo adaptador de culata, ya que para ello va roscado tanto interior como externamente. El juego de perforación así constituido, perfora el recubrimiento y una pequeña capa de roca, en este instante se desconecta la tubería de revestimiento y se sigue perforando con la broca de 70 mm. Hasta la profundidad requerida. Después se extrae el varillaje, se carga el explosivo a través de la tubería de revestimiento, se conectan en un punto las líneas de conexión de todos los barrenos y se efectúa el disparo. La línea de menor resistencia y el espaciamiento dependen del tipo de roca, aun cuando en la voladura se incluyen grandes márgenes de seguridad. Con un diámetro de perforación de 70 mm., la línea de menor resistencia se sitúa entre 1,5 y 2 metros, valores idénticos se toman para el espaciamiento. La sobreperforación, también es más grande que en el caso de las voladuras de bancos en la superficie, el valor mínimo es de un metro, aunque se utilizan frecuentemente longitudes mayores. La cantidad de explosivo casi nunca es inferior a la de un kilogramo por m3 de roca, cantidad que puede incrementarse para bancos de menor altura.
PERFORACIÓN TÉRMICA (JET PIERCING) El origen de este método se remonta a 1927, cuando Stores lo intentó aplicar en Alemania en una mina con vetas de cuarzo. En 1937 la Oliver Iron Minining Company lo aplico en la “Soudan Mine”, Minnesota, con resultados poco satisfactorios, utilizando una lanza de oxi-acetileno con la que se fundía la roca. La investigación y desarrollo de esta tecnología fue suspendida durante los años de la Segunda Guerra Mundial y no fue sino hasta 1946, que se preparó la primera voladura en los yacimientos de taconitas en la zona de Mesabi Range. En 1947 se realizó un significativo avance cuando se cambió el quemador tipo lanza al “rock piercing” cuando con el empleo de quemadores con diseño especial se consiguió realizar una perforación eficiente y con altos rendimientos, basada en la decrepitación de la roca en lugar de su fusión, gracias a los rápidos cambios de temperatura producidos por el vapor de agua y los gases de combustión, que a su vez sirven para evacuar los detritus producidos. Actualmente, este método ha perdido campo de aplicación frente a las grandes perforadoras rotativas, quedando su empleo reducido al corte de rocas ornamentales. Ing. Miguel A. Gil
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Principio
El proceso de penetración depende de una característica de las rocas que se denomina decrepitabilidad (Spallability) y que se basa en la fracturación o astillado de los cristales constituyentes de las rocas, debido al diferencial de dilatación generado por los esfuerzos inducidos térmicamente. Las propiedades que afectan a la decrepitabilidad de las rocas son muy numerosas y sus interrelaciones muy complejas, pero puede establecerse la siguiente relación, obtenida de múltiples ensayos de laboratorio:
Donde: “T0” es la temperatura crítica a la cual la roca pasa a ser elástica o lo suficientemente plástica para provocar la acción del decrepitado. Según la ecuación anterior, las rocas serán más fácilmente perforables con este método cuando: -
Exista una alta dilatación térmica lineal por debajo de 700 ºC Alta difusividad térmica a temperaturas inferiores a los 400 °C. Estructura intergranular homogénea sin productos de alteración, arcillas, caolines, micas, etc. Reducido porcentaje de minerales blandos de baja temperatura de fusión o descomposición. Un ejemplo de rocas que tienen una buena aptitud a la decrepitabilidad son: las taconitas, las cuarcitas, los granitos, las riolitas, las areniscas duras y las diabasas. En general, cuanto más alto es el contenido de cuarzo mejor decrepita la roca, ya que además de poseer grandes coeficientes de dilatación lineal y volumétrica tienen un cambio de cristalización a 573 °C. Las rocas con un contenido en cuarzo mayor del 30% decrepitan bien, así como aquellas en las que en su composición existe cierta cantidad de agua. El equipo básico o quemador consiste en una cámara de combustión, donde se atomiza el combustible (gas-oil) que se mezcla con el oxígeno al ser alimentados bajo presión. El inyector incrementa la velocidad de salida de los gases de combustión. La temperatura de la llama puede llegar en el extremo del quemador a los 3.000 °C cuando se inyecta oxígeno y a los 2.000 °C si es aire comprimido. El agua de refrigeración alrededor del quemador evita su fusión y ayuda en su escape como vapor a aumentar los gases y la presión de evacuación del detritus.
Con oxígeno no se precisa presión especial, pero sí con el aire comprimido que se emplea a 0,7 MPa. Las velocidades normales oscilan entre 3 y 12 m/h, pudiendo llegar en casos favorables a los 20 m/h.
Aplicaciones
Las aplicaciones más importantes de este método son: A. Ensanchamiento de barrenos
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Este procedimiento presenta las siguientes ventajas: -
-
-
Menor volumen de roca perforado por unidad arrancada. La configuración de la columna de explosivo es mejor al aproximarse a I/D = 20 Y generar así mayores tensiones. El consumo específico para una fragmentación dada es menor. Se consigue una mejor rotura al nivel del pie de banco, reduciendo la sobreperforación. El volumen de retacado disminuye y el confinamiento de los gases de explosión es más efectivo, reduciéndose además el tiempo necesario para dicha operación. El perfil de la pila de escombro es más adecuado a la forma de trabajo de las excavadoras de cables.
B. Corte de rocas Se utiliza en canteras de granito ornamental en la fase primaria de separación de bloques del macizo rocoso, abriendo rozas o canales transversales a los bancos de explotación de una anchura de 60 a 80 mm y una profundidad que puede llegar a los 10 m. En cuanto a los sistemas de montaje, al igual que con los equipos rotopercutivos, estas unidades pueden ser de tres tipos: manuales, sobre chasis remolcables y automotrices Las principales ventajas de la perforación térmica son: -
Posibilidad de perforar formaciones muy duras y abrasivas. Facilidad para ensanchar los barrenos. Eliminación parcial del arranque convencional con explosivos en rocas ornamentales. Altas velocidades de perforación en rocas que decrepitan bien.
Por el contrario, los inconvenientes que presenta son: -
Las máquinas comparables a las grandes perforadoras rotativas son caras. El costo de energía es muy alto. Elevado nivel de ruido y poco control sobre el polvo producido.
PERFORACIÓN CON CHORRO DE AGUA El empleo de chorro de agua a alta presión y velocidad se ha utilizado, tradicionalmente, en la minería aluvional. Esta tecnología, en las últimas décadas ha tenido un gran desarrollo, orientado al corte de rocas ornamentales y en la perforación de barrenos para anclajes, en diámetros de 24 y 32 mm, con la fabricación de equipos hidráulicos de potencia adecuada, más robustos y confiables. Los equipos constan básicamente de una central hidráulica accionada por un motor eléctrico, y acoplada a una bomba hidráulica de alta presión, que a su vez acciona un multiplicador de presión, constituido por un pistón de doble efecto y movimiento alternativo, capaz de realizar entre 60 y 80 ciclos por minuto. El efecto multiplicador se consigue por la diferencia relativa de superficies Ing. Miguel A. Gil
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activas del pistón, uno de los cuales impulsa el agua a través de una boquilla inyectora de zafiro sintético con un orificio de 0,1 a 1 mm de diámetro. La rotura de la roca, debido a un finísimo chorro de agua a alta presión, se produce por efecto del choque del mismo y las microfracturas creadas en consecuencia. A una velocidad de 300 m/s, la presión creada es del orden de 150 MPa próxima a la resistencia a la compresión de muchas rocas. Con 500 m/s, se alcanzan valores de 300 MPa, superiores a la resistencia de la mayoría de los materiales rocosos. Los datos operativos alcanzados con equipos en prueba han sido los siguientes. RELACIÓN DE MULTIPLICACIÓN
PRESIÓN DE TRABAJO (MPa)
CAUDAL (l/min)
4:1
0 – 83
19 – 57
13:1
0 – 275
5,5 – 23
20:1
0 - 378
3,8 – 15
En pruebas realizadas sobre granito muy abrasivo, de 110 MPa de resistencia a la compresión empleando una presión de trabajo de 240 MPa, caudal de 11,4 l/m, diámetro de la boquilla de 0,4 mm y velocidad de agua de 600 m/s, se han alcanzado rendimientos de corte de 2 m/m, con un avance en profundidad de 2 cm por pasada, equivalente a 2,4 m2/h, que supone el 40/50% de los obtenidos, realizando el corte con disco de corona de diamantes. La aplicación de esta técnica puede suponer un avance importante en los sistemas de corte, investigándose actualmente el uso de mayores presiones y la respuesta frente a diferentes tipos de roca. En la perforación de barrenos, para aumentar la acción de los chorros de agua, se dispone de unas brocas de carburo de tungsteno que realizan un escariado de las coronas de roca concéntricas que se producen en el fondo del hueco. La aplicación de esta técnica de perforación, para el arranque con explosivos, abre unas nuevas expectativas, por cuanto la geometría de los barrenos puede modificarse y por consiguiente permitir concentraciones de carga o aumentos de las tensiones de rotura en determinados puntos de los macizos rocosos.
PERFORACIÓN DE ROCAS ORNAMENTALES Esta técnica consiste en la apertura de barrenos, muy próximos y paralelos, de pequeño diámetro, para producir un corte a través del plano constituido por los mismos mediante la acción de una adicional presión hidráulica, mecánica o por la acción de pólvora o cordón detonante. Este sistema se debe aplicar fundamentalmente sobre las rocas de mayor dureza y abrasividad, grupo de los granitos, aunque coexiste con los otros sistemas, para el resto de las rocas ornamentales, para mejorar el grado de recuperación y la calidad de la roca vendible. La figura adjunta, refleja la secuencia del arranque, que comienza con la separación del gran bloque inicial hasta la obtención del producto o bloque vendible, en el llamado sistema finlandés de explotación y subdivisión mediante la técnica de la perforación dentro de la cantera. La importancia de su aplicación ha cobrado un mayor interés a partir de los últimos avances tecnológicos, en línea de una mayor mecanización gracias a la sustitución de la perforación neumática por la hidráulica, con una operación centralizada de las perforadoras, que permiten el control de varias en paralelo por un solo operador y con los brazos automatizados en condiciones de una mayor productividad, menores consumos energéticos, y un menor impacto ambiental derivado de los ruidos y el polvo, así como a un más perfecto paralelismo entre los barrenos. Ing. Miguel A. Gil
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Fase 1
La etapa inicial consiste en la separación, en la masa rocosa, de un gran bloque cuyo volumen puede oscilar entre 100 y 4.000 m3. La operación de arranque comienza con la creación de dos caras libres en los laterales del gran bloque, bien a partir de las diaclasas naturales, bien mediante la perforación de unos barrenos casi secantes entre sí con unos diámetros de 2 1/2” (63,5 mm), o realizándolos con la lanza térmica por unos canales de 70 mm de anchura. Posteriormente se realiza la perforación vertical sobre los planos posterior y horizontal en la base del bloque. Los barrenos son de pequeño diámetro (27-36 mm), y las separaciones variables de acuerdo con la resistencia a la fragmentación de la roca. La rotura entre barrenos se puede realizar mediante el empleo de algunos explosivos débiles con cargas conformadas o con un cordón detonante de bajo gramaje, o por unas cuñas de accionamiento hidráulico. El rendimiento específico de la perforación oscila entre unos 2 y 7 ml/m3 del material rocoso a producir.
Fase 2
Esta segunda etapa ejecuta la subdivisión en bloques de un menor tamaño, todavía "in situ", esto es, en la misma cantera. Los parámetros de perforación son similares, aunque las fases sucesivas de división del bloque, implican una calidad cada vez mejor de terminación de las caras, por lo que dentro de la gama de diámetros y espaciado entre barrenos es muy recomendable usar los menores valores. El volumen de los bloques correspondiente a esta fase oscila entre los 18 y los 100 m3. La rotura entre los barrenos se puede realizar, al igual que en la fase anterior, mediante unos explosivos débiles como la pólvora, el cordón detonante o mediante cuñas hidráulicas. El bloque, una vez individual izado, debe volcarse sobre el piso de la cantera, donde se puede disponer de un lecho de arena o bien un colchón de goma hinchable que logre amortiguar la caída, y evitar su rotura.
Fases 3 Y 4
En esta etapa, el bloque extraíble debe subdividirse en unas dimensiones más manipulables por los equipos de la cantera, con unos volúmenes máximos de hasta 10m3 para su fácil manejo y transporte posterior al taller. Los diámetros de perforación recomendables son de unos 25 - 27 mm. En esta fase la rotura entre los barrenos tiene lugar, en general, mediante el empleo de cuñas, accionadas manual o hidráulicamente. Los bloques obtenidos deben alcanzar las dimensiones adecuadas para su comercialización, que puede ser directa, si el escuadrado de las caras fuera correcto, o precisa de un perfilado definitivo, en función de las calidades de la roca y la tolerancia final exigida por el mercado. La calidad del acabado en las caras del bloque final depende del correcto alineado de la perforación, así como de la separación y diámetro de los barrenos, Ing. Miguel A. Gil
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existiendo en cualquier caso imperfecciones derivadas del sistema en sí mismo que suponen unas pérdidas en detritus estimadas en el orden de unos 25-50 mm para cada una de las caras del bloque. Es importante señalar que estas técnicas requieren, de manera imprescindible, distribuir lo mejor posible la energía generada por el explosivo en el plano de fractura y evitar la aparición de tensiones máximas o diferenciales que induzcan a la fracturación de la roca volada o la remanente. El éxito de la' voladura se traduce en una gran precisión en la geometría del bloque y en unos daños mínimos a éste y a la roca remanente. Depende tanto del esquema de perforación, como de la calidad de los barrenos y de las cargas de explosivo En la explotación de rocas ornamentales, se utilizan en ocasiones sistemas de montajes especiales, en la perforación primaria de separación del gran bloque del macizo rocoso, como en las operaciones siguientes de subdivisión y escuadrados.
Generalmente, se emplean perforadoras hidráulicas montadas sobre deslizaderas que se desplazan sobre correderas de una longitud de 3,5 a 4,5 m. Estas a su vez pueden ir soportadas por bastidores metálicos que se apoyan en cuatro pies o gatos estabilizadores sobre el terreno o sobre unidades móviles, como son excavadoras hidráulicas, carros de orugas o tractores de ruedas.
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CAPITULO 27: COMPRESORES Los compresores son equipos que elevan la presión de un gas, un vapor o una mezcla de gases y vapores. La presión del fluido se eleva reduciendo el volumen específico del mismo durante su paso a través de ellos. El aire comprimido es el fluido que se ha venido utilizando como fuente de energía en la perforación de rocas, tanto en el accionamiento de los equipos neumáticos con martillo en cabeza y martillo en fondo, como para el barrido del detritus, cuando se perfora con martillos hidráulicos o a rotación. En cualquier proyecto, tanto si es a cielo abierto como subterráneo, es preciso disponer de compresores. En el momento de decidir la compra de un equipo de perforación, uno de los puntos más importantes es la selección del compresor, debido fundamentalmente a que:
El peso específico en el precio del conjunto oscila, según el tipo de perforadora, entre el 15 y el 55%. La repercusión en el coste del metro lineal perforado es considerable, pues si el caudal de aire es insuficiente los problemas que pueden surgir son: -
Disminución de la velocidad de penetración Aumento de los costes de desgaste: bocas, varillas, etc. Incremento del consumo de combustible. Necesidad de mayor labor de mantenimiento del equipo motocompresor.
Si se elige en las grandes unidades de perforación una unidad compresora de alta presión, será posible perforar con martillo en fondo o con tricono.
Las dos características básicas de un compresor, además del tipo o modelo, son:
El caudal de aire suministrado. La presión de salida del aire.
En la Tabla adjunta, se indican, para los diferentes equipos de perforación, los valores más frecuentes de las citadas características, el tipo de compresor y el porcentaje de precio aproximado con relación a la máquina completa. TIPO DE CAUDAL PERFORACIÓN (m3/min)
PRESIÓN (MPa)
TIPO DE COMPRESOR
FUNCIONES
% DEL VALOR DEL EQUIPO 40 – 60
18 – 36
0,7 – 0,8
TORNILLO
Accionamiento del martillo, motor de avance, motor de traslación, motor hidráulico, aire de barrido
con en
5–9
0,7 – 0,8
TORNILLO
Barrido
15 – 20
Neumática con martillo de fondo
8 – 30
0,7 – 1,75
TORNILLO
Accionamiento del martillo, barrido
40 – 50
0,3 – 1,1
Paletas (baja presión) Barrido Tornillo (media – alta presión)
Neumática con martillo en cabeza Hidráulica martillo cabeza
Rotativa tricono
con
18 – 51
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TIPOS DE COMPRESORES Existen dos grupos de compresores: dinámicos y de desplazamiento. En los primeros, el aumento de presión se consigue mediante la aceleración del aire con un elemento de rotación y la acción posterior de un difusor. A este grupo pertenecen los compresores centrífugos y los axiales, que son los más adecuados para caudales grandes y bajas presiones. En los compresores de desplazamiento, que son los que se utilizan en los equipos de perforación, la elevación de la presión se consigue confinando el gas en un espacio cerrado cuyo volumen se reduce con el movimiento, de uno o varios elementos. Según el diseño, se subdividen en rotativos y alternativos. Los más utilizados en perforación son: los compresores de pistón, cuando éstos tienen un carácter estacionario, y los de tornillo y paletas para los portátiles, tanto si están montados sobre la unidad de perforación o remolcados por ésta. Los compresores estacionarios son accionados, generalmente, por motores eléctricos, mientras que los transportables si son remolcados se accionan por motor diesel y si van montados sobre la perforadora por motores diesel o eléctricos.
Compresores de pistón Estos equipos son los más antiguos y conocidos, ya que han sido empleados en las minas de interior para el suministro de aire comprimido a través de las redes de distribución instaladas dentro de las mismas. Su aplicación ha descendido notablemente como consecuencia del uso masivo de otras fuentes de energía más eficientes, como son la electricidad y la hidráulica.
Compresores de paletas Estos compresores tienen un solo rotor que monta paletas radiales flotantes y cuyo eje es excéntrico con el de la carcasa cilíndrica. Al girar las paletas se desplazan contra el estator por efecto de la fuerza centrífuga. La aspiración del aire se realiza por un orificio de la carcasa, quedando retenido en el espacio entre cada dos paletas. Al girar el rotor el volumen va disminuyendo, aumentando la presión del aire, hasta llegar a la lumbrera de descarga.
Compresores de tornillo En estas unidades la presión del aire se consigue por la interacción de dos rotares helicoidales que engranan entre sí, uno macho de cuatro lóbulos y otro hembra de seis canales. El aire penetra en el hueco formado por los dos rotores y la carcasa. A medida que los rotores se mueven el aire queda encerrado y comienza a disminuir el volumen donde se aloja. Se inyecta aceite para sellar la cámara de compresión y disminuir su temperatura. Paulatinamente, el hueco ocupado por el aire y el aceite se desplaza disminuyendo su volumen hasta que se descarga en el recipiente separador de aceite. Esta separación se lleva a cabo primero, por gravedad en el interior de un calderín y después, con filtros de lana de vidrio. A continuación, el aceite se enfría y se filtra antes de volverlo a recircular. El aceite inyectado tiene tres misiones principales: -
Cerrar las holguras internas. Enfriar el aire durante la compresión, y Lubricar los rotores.
Las ventajas que conlleva la utilización de compresores de tornillo son: Ing. Miguel A. Gil
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Reducido número de partes móviles, lo que implica una larga vida útil y bajos requerimientos de mantenimiento. Ocupan un volumen reducido, poco peso y de fácil maniobrabilidad, por lo que son ideales para instalar a bordo de las perforadoras. El montaje es económico. Ausencia de choques, vibraciones importantes y bajos niveles de ruido. Bajo consumo de combustible Baja temperatura de funcionamiento, y Alta eficiencia
El principio de funcionamiento de un compresor de tornillo puede verse en la figura.
INSTALACIÓN DE SISTEMAS DE AIRE COMPRIMIDO Para la instalación de sistemas de aire comprimido a ser utilizados en los equipos de operaciones mineras, deben considerarse los siguientes elementos:
Selección del compresor adecuado Efectivo sistema de separación de humedad Dimensiones de las líneas de aire Equipos de lubricación Control de fugas
Selección del compresor Los factores principales que influencian sobre el nivel de eficiencia de un equipo neumático son:
Presión de trabajo Caudal de aire Calidad del aire
La mayoría de las herramientas neumáticas están diseñadas para trabajar con presiones de trabajo de 6 a 7 bar (87 a 102 psi), por lo que un compresor con un rango mínimo de presión de trabajo de 8 bar (116 psi) es la mejor selección. Separación de humedad del aire comprimido El aire, naturalmente, contiene humedad y el contenido de humedad del aire caliente es mucho mayor que el del aire frío. Cuando el aire se refrigera, éste pierde la humedad en forma de gotas, al condensarse. El aire durante su proceso dentro del compresor se calienta, al salir, el aire comprimido va enfriándose a medida que circula por el sistema de distribución, por lo que la presencia de agua en las mangueras o tuberías de distribución es un fenómeno normal, sin embargo, la separación de la humedad es crucial debido a dos razones básicas: Ing. Miguel A. Gil
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1. La humedad daña el equipo por efecto de la corrosión y disminuye la eficiencia en la lubricación. 2. En ambientes fríos, donde la temperatura puede llegar a valores por debajo a 0 ºC, el agua se congela y se producen obstrucciones en las líneas de distribución de aire por taponamientos con hielo. La humedad, usualmente, es separada del aire comprimido, por trampas o separadores, colocados en la línea de distribución. En condiciones ambientales frías, se le adiciona al aire comprimido una mezcla anticongelante. Los separadores de aire utilizan el efecto de las fuerzas centrífugas, que adquiere el flujo de aire en su movimiento de giro, para que las partículas de agua choquen contra las paredes del colector, produciéndose así el secado del aire que se evacúa a continuación por la parte central. El separador de agua se debe colocar lo más lejos posible del compresor, al mismo tiempo que se mantiene la temperatura del aire por encima de cero. Líneas de aire Las mangueras de goma disponen de refuerzos textiles colocados diagonalmente, que las hacen flexibles y muy resistentes. Generalmente, la presión máxima de trabajo es de 1 MPa, con temperaturas admisibles desde -40° a +100 °C. Existen también mangueras de peso reducido, una tercera parte de una manguera convencional, fabricadas con una capa interior de fibra sintética embutida en caucho resistente al aceite y al ozono. Se almacena enrollada y plana, lo cual facilita su manipulación y minimiza el espacio de almacenamiento. Los acoplamientos de manguera defectuosos no sólo quitan potencia, sino que también pueden ser un riesgo de seguridad. Los acoplamientos de garras de buena calidad son forjados, mecanizados, templados y cromados. Los métodos de fabricación permiten usar paredes delgadas, y de esta manera se puede disponer de un orificio más grande para un diámetro de manguera dado. El orificio es mecanizado para obtener un centrado perfecto y una superficie lisa. El cierre tiene un asiento mecanizado donde se encaja perfectamente y no perturba el flujo de aire. Al usar acoplamientos de garras con una boquilla giratoria, la resistencia a torsión de la manguera no causará molestias cuando se conectan dichas mangueras. Tal acoplamiento puede hacer también que sea mucho más fácil conectar distintos tamaños de mangueras. La tuerca de apriete reduce al mínimo el riesgo de desconexión accidental. Para las conexiones se emplean todo un conjunto de elementos, desde acoplamientos de garras, acoplamientos roscados, conecto res, abrazaderas, etc. Equipos de lubricación Para realizar la lubricación de las perforadoras es preciso añadir aceite al aire comprimido, lo cual puede realizarse en la propia máquina o en la línea de aire. El aire pasa a través de un estrangulamiento que dispone de una válvula regulable. La presión del aire de entrada se conecta al tanque de aceite de forma que, cuando el aire pasa por la sección más estrecha, su velocidad aumenta y se produce una caída de presión que hace que entre el aceite hacia la corriente de aire atomizándose. Ing. Miguel A. Gil
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Se puede usar un aceite mineral o sintético. El aceite sintético reporta algunos beneficios adicionales. Está basado en glicol, lo que hace que la máquina sea menos sensible al agua que lleva el aire. Este aceite sintético es también biodegradable, al contrario del aceite mineral. El aceite sintético es más caro, pero la diferencia en costo total es todavía insignificante, ya que el consumo es mucho más bajo. Tampoco es necesaria la separación de agua al usar el aceite sintético. No es posible mezclar aceites distintos. Caídas de presión y control de fugas Todas las instalaciones de aire comprimido, al disponer de un determinado número de conexiones, presentan pérdidas de presión debido a las fugas. Además, la turbulencia del aire, causada por bordes agudos o cambios de sección dentro de los circuitos, produce también una pérdida de presión. Perturbaciones típicas pueden ser acoplamientos con paredes innecesariamente gruesas, un mal acabado superficial interior, cierres salientes o hasta piezas de acoplamiento mal alineadas. Otro problema común es el uso de mangueras demasiado pequeñas. Las mangueras (y los tubos) también causan pérdidas por motivos físicos, en proporción a su longitud. Por toda su parte interior se crea una «capa límite», donde el flujo de aire se hace turbulento y pierde energía. Una manguera más grande significa generalmente menos pérdidas, ya que esa capa tiene más o menos el mismo espesor no importando cuál sea el tamaño de la manguera. La potencia de compresor que se necesita para compensar las fugas aumenta drásticamente. Con relación a las caídas de presión, en instalaciones estacionarias, un descenso aceptable entre el compresor y el punto más distante de consumo es del orden de 10 kPa. En líneas de distribución de gran longitud, y en particular en áreas de trabajo temporal, los costes de las instalaciones suelen ser decisivos. En tales casos, la caída de presión no debe exceder de 50 kPa.
ELEMENTOS AUXILIARES Los elementos auxiliares más importantes cuando se trabaja con aire comprimido son: -
Filtros de aspiración. Depósitos de aire. Elevadores de presión. Ing. Miguel A. Gil
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Filtros de aspiración Para eliminar el desgaste prematuro de las partes móviles de los compresores y las averías, es necesario filtrar el aire antes de su admisión. Los filtros deben cumplir los siguientes requerimientos: eficacia de separación, capacidad de acumulación, baja resistencia al paso de aire, construcción robusta y sencillez de mantenimiento.
Depósito de aire Las instalaciones de aire comprimido pueden disponer de depósitos reguladores cuyas dimensiones dependerán de: -
Capacidad del compresor. Sistemas de regulación. Presión de trabajo. Variaciones estimadas en el consumo de aire.
Las funciones de estos depósitos son: -
Almacenar el aire comprimido para atender demandas puntuales que excedan de la capacidad del compresor. Incrementar la refrigeración y recoger residuos de agua y aceite. Igualar las variaciones de presión de la red. Evitar ciclos rápidos de carga y descarga del compresor.
Elevadores de presión Cuando se utilizan perforadoras con martillo en fondo en minería subterránea, puede ser necesario elevar la presión del aire hasta 1,7 MPa, si éste es suministrado a media presión (0,7 MPa) a través de instalaciones fijas o cuando las pérdidas de carga han sido elevadas. El incremento de presión se consigue con los denominados «booster», que trabajan en una o dos etapas.
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31. “Firing Devices”. Nitro Nobel AB. Rock Division Explosives. Roc Blasting Department. Gyttorp. 1977. 13 p. 32. “Charging Methods”. Nitro Nobel AB. Rock Division Explosives. Roc Blasting Department. Gyttorp. 1978. 10 p. 33. “Detonador No Eléctrico Nonel Primadet Para Superficie (NTD)”. The Ensign Bickford Company. Blasting Products Division. 9 p. 34. “Sistema de Iniciación Para Voladura”. The Ensign Bickford Company. Blasting Products Division. 16 p. 35. “Nonel User’s Manual”. Nitro Nobel. Nobel Industries. Sweden. 15 p. 36. “Instructions for the Use of Electric Detonators”. Dynamit Nobel Aktiengesellschaft. Troisdorf, Bezirk Köln, Germany. 12 p. 37. “Primacord Detonating Cord. What it is.. How to Use it”. Ninth Printing. Ensign Bickford Company, Simsbury, Connecticut, USA. 68 p. 38. “Ground and Air Vibrations from Blasting”. David E. Siskind. Sec. 11.8, SME Mining Engineering Handbook. Arthur B. Cummins, E.C.. Ed. AIME. New York, 1973. p. 11.99 – 11.111 39. “Blasthole Drilling in Open Pit Mining”. First edition 2009. Atlas Copco Drilling Solutions LLC, Garland, Texas, USA. 40. Global Product Catalogue. Percussive Tooling. Boart Longyear www.boartlongyear.com. enero 2009 41. Sathit Tandanand. “Principles of Drilling”. Sec. 11.3, SME Mining Engineering Handbook. Arthur B. Cummins, E.C.. Ed. AIME. New York, 1973. p. 11.5 – 11.24 42. “Tricone rotary blasthole drilling. Blasthole Drilling in Open Pit Mining”. Editors: Kyran Casteel and Ulf Linder. Atlas Copco Talking Technically. Fagersta, Sweden. 2009 43. “From gunpowder to Pit Viper. Blasthole Drilling in Open Pit Mining”. Editors: Kyran Casteel and Ulf Linder. Atlas Copco Drilling Solutions LLC, Garland, Texas, USA. 2009 44. “Secoroc Rock Drilling Tools Product catalogue – Tophammer Equipment”. Copco Secoroc AB. Fagersta, Sweden. 2009 45. “Secoroc Rock Drilling Tools Product catalogue – Rotary products”. Atlas Copco Secoroc AB. Fagersta, Sweden. 2009 46. “Secoroc Rock Drilling Tools Integral equipment”. Atlas Copco Secoroc AB. Fagersta, Sweden. 2006 47. “Secoroc Rock Drilling Tools Product catalogue – DTH equipment”. Atlas Copco Secoroc AB. Fagersta, Sweden. 2007 48. “Sandvik TOYO Rock drills Product Catalogue”. Sandvik Mining and Construction Tools AB. Sandviken, Sweden. 2009 49. Roger J. Morrel, Harold F. Unger. “Drilling Machines, Surface”. Sec. 11.4, SME Mining Engineering Handbook. Arthur B. Cummins, E.C.. Ed. AIME. New York, 1973. p. 11.24 – 11.56 50. Harold F. Unger. “Drilling Machines, Underground”. Sec. 11.6, SME Mining Engineering Handbook. Arthur B. Cummins, E.C.. Ed. AIME. New York, 1973. p. 11.60 – 11.78 51. Howard L. Hartman. “Principles of drilling”. Sec. 6.1, Surface Mining. Eugene P. Pfleider, E.C.. Ed. AIME. New York, 1972. p. 269 – 282. 52. E. H Phillips, A. F. Keenan. “Percussion drilling”. Sec. 6.2, Surface Mining. Eugene P. Pfleider, E.C.. Ed. AIME. New York, 1972. p. 283 – 299. 53. T. N. Williamson. “Rotary drilling”. Sec. 6.3, Surface Mining. Eugene P. Pfleider, E.C.. Ed. AIME. New York, 1972. p. 300 – 324. 54. Atlas Copco Manual. Cuarta Edición. Atlas Copco S.A.E. Madrid. España. 1984. 657 p. 55. “Roc 601 - Vagón Perforador Sobre Orugas Para Barrenos de 64 – 127 mm (2 ½” – 5”)”. Atlas Copco. Cat. Sp 11020. Suecia. 1975. 16 p. 56. “Timken – Removable Rock Bits”. The Timken Company, Rock Bit Division. Colorado Springs, Colorado, USA. 48 p. Ing. Miguel A. Gil
+58 416 6860099
[email protected]
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57. “Herramientas para Perforación de Roca, Catalogo de Productos”. AB Sandvik Rock Tools. Sandviken. Sweden. 147 p. 58. “Perforación Dentro del Barreno – Cop 4 y Cop 6”. Atlas Copco. Cat. Sp 11005. Suecia. 1974. 8 p. 59. “Vagones Perforadores Sobre Orugas - Roc 604 – Roc 606”. Atlas Copco. Cat. Sp 11044. Suecia. 1977. 12 p. 60. “Reed Mining Products”. Reed Tool Company. Drilling Equipment Division. Houston, Texas, USA. 17 p. 61. Luis Alonso Bugueiro. “Perforación - Mechas de Rodillos”. C.V.G. Ferrominera Orinoco C.A. 1977. 17 p. 62. “General Catalog 1991/1992”. Smith International. Smith Mining. Oklahoma, USA. 1991. 28 p. 63. “Parametros de Perforación”. Smith International. Smith Mining. Oklahoma, USA. 17 p. 64. “Diseño de Brocas y Guia para Selección”. Smith International. Smith Mining. Oklahoma, USA. 5 p. 65. “Análisis de Brocas Gastadas”. Smith International. Smith Mining. Oklahoma, USA. 6 p. 66. “Economía de Perforación”. Smith International. Smith Mining. Oklahoma, USA. 3 p. 67. Kennet W Coffman, John Connors. “Rolling Cutters Bit Development and Applicatin in the Mining Industry”. Hughes Tool Company. Preprint N° 8. Simposium, Materials for the Mining Industries”. Colorado, July 30 & 31, 1974. USA. 68. Roy N. Moore. “The Influence of Stabilizers on Rock Bits in Rotary Blast Hole Drilling”. Reed Tool Company. Drilling Equipment Division. Houston, Texas, USA. 5 p.
Ing. Miguel A. Gil
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APÉNDICES A.- TABLAS, DATOS Y MEDIDAS Tabla A.1.- Densidad de varios tipos de roca TIPO DE ROCA
Andesita Anortosita Antracita Arcilla húmeda Arcilla seca Arenisca Basalto Brucita Caliza Carbón bituminoso Cuarcita Cuarzo Diabasa Diorita Dolomita Esquisto micáceo Gabro Gneis Granito Grava Hematita Limonita Lutita Magnetita Mármol Norita Peridotita Pizarra Pórfido Riolita Roca volcánica Sal mineral Siderita Sienita Talco Yeso Ing. Miguel A. Gil
DENSIDAD IN SITU (gr/cc)
DENSIDAD SUELTA (gr/cc)
2,56 2,72 1,60 2,12 1,80 2,40 2,96 2,32 2.64 1,36 2,56 2,64 2,96 2,88 2,80 2,72 2,96 2,88 2,64 2,30 4,89 3,76 2,56 5,13 2,5 2,88 3,20 2,64 2,56 2,48 2,80 2,32 3,44 2,56 2,72 2,50
1,83 1,94 1,04 1,80 1,10 1,72 2,12 1,66 1,89 0,97 1,83 1,89 2,12 2,06 2,00 1,94 2,12 1,84 1,89 1,95 3,49 2,48 1,83 3,66 1,6 2,06 2,29 1,89 1,83 1,77 2,00 1,66 2,46 1,83 1,94 1,84
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FACTOR DE ESPONJAMIENTO (%) 39,98 40,03 53,85 16,67 63,64 40,06 40,05 39,96 39,95 40,93 39,98 39,95 40,05 39,97 40,00 40,03 40,05 56,52 39,95 17,95 39,97 51,61 39,98 39,98 56,25 39,97 39,96 39,95 39,98 40,02 40,00 39,96 39,97 39,98 40,03 35,70 2012
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Tabla A.2.- Desplazamiento horizontal de barrenos inclinados respecto a la vertical Distancia vertical (m)
Desviación en metros desde la vertical a: 3°
5°
7°
8°
9°
10°
11°
12°
13°
14°
15°
17°
20°
25°
6
0,31 0,52 0,74 0,85 0,95 1,06 1,16 1,28 1,39 1,49 1,61 1,84 2,18 2,80
7
0,36 0,61 0,86 0,99 1,11 1,23 1,36 1,49 1,62 1,74 1,88 2,14 2,55 3,26
8
0,42 0,70 0,98 1,13 1,26 1,41 1,55 1,70 1,85 1,99 2,14 2,45 2,91 3,73
9
0,47 0,78 1,11 1,27 1,42 1,58 1,75 1,92 2,08 2,24 2,41 2,75 3,28 4,19
10
0,52 0,87 1,23 1,41 1,58 1,76 1,94 2,13 2,31 2,49 2,68 3,06 3,64 4,66
11
0,57 0,96 1,35 1,55 1,74 1,94 2,13 2,34 2,54 2,74 2,95 3,37 4,00 5,13
12
0,62 1,04 1,48 1,69 1,90 2,11 2,33 2,56 2,77 2,99 3,22 3,67 4,37 5,59
13
0,68 1,13 1,60 1,83 2,05 2,29 2,52 2,77 3,00 3,24 3,48 3,98 4,73 6,06
14
0,73 1,22 1,72 1,97 2,21 2,46 2,72 2,98 3,23 3,49 3,75 4,28 5,10 6,52
15
0,78 1,31 1,85 2,12 2,37 2,64 2,91 3,20 3,47 3,74 4,02 4,59 5,46 6,99
16
0,83 1,39 1,97 2,26 2,53 2,82 3,10 3,41 3,70 3,98 4,29 4,90 5,82 7,46
17
0,88 1,48 2,09 2,40 2,69 2,99 3,30 3,62 3,93 4,23 4,56 5,20 6,19 7,92
18
0,94 1,57 2,21 2,54 2,84 3,17 3,49 3,83 4,16 4,48 4,82 5,51 6,55 8,39
19
0,99 1,65 2,34 2,68 3,00 3,34 3,69 4,05 4,39 4,73 5,09 5,81 6,92 8,85
20
1,04 1,74 2,46 2,82 3,16 3,52 3,88 4,26 4,62 4,98 5,36 6,12 7,28 9,32
Tabla A.3.- Densidades de carga típicas para varios diámetros de cartucho Diámetro
Dinamitas (kg/m)
Pulverulentos (kg/m)
1 1/8
0,87
0,60
32
1¼
1,12
0,78
36
7/16
1,50
1,05
44
1¾
1,87
1,42
51
2
2,55
1,80
63,5
2½
4,20
2,70
70
2¾
5,10
3,30
83
3¼
6,75
4,8
102
4
10,35
7,03
mm
Pulgadas
28
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Tabla A.4.- Densidades de carga típicas para varios diámetros de hueco Diámetro
ANFO (kg/m)
Slurry (kg/m)
3
4,5
6
100
4
6,6
10,5
150
6
15
24
230
9
33
54
mm
Pulgadas
75
Tabla A.5.- Retiro y espaciamiento típicos para varios diámetros de hueco Diámetro
Retiro (m)
Espaciamiento (m)
Área (m2)
mm
Pulgadas
25
1,00
0,8
1,0
0,85
30
1,25
1,0
1,2
1,23
35
1,50
1,2
1,4
1,67
45
1,75
1,5
1,9
2,76
55
2,25
1,8
2,3
4,12
75
3,00
2,5
3,1
7,66
80
3,25
2,6
3,3
8,71
100
4,00
3,3
4,1
13,61
170
6,50
5,6
7,0
39,34
230
9,00
7,6
9,5
72,01
Tabla A.6.- Conversión de medidas de longitud inglesas a métricas Unidad inglesa
Multiplicar por:
Para convertir en:
Pulgada
25,40
Milímetros
Pie (12 pulgadas)
0,3048
Metros
Yarda (3 pies)
0,9144
Metros
Milla
1,6094
Metros
Tabla A.7.- Conversión de medidas de longitud métricas a inglesas Unidad métrica
Multiplicar por:
Para convertir en:
Milímetros
0,03937
Pulgada
Metros
3,2809
Pie
Metros
1,0936
Yarda (3 pies)
Kilómetros
0,6214
Milla
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Tabla A.8.- Conversión de medidas de área inglesas a métricas Unidad inglesa:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Pulgada cuadrada
6,452
Centímetro cuadrado
Pié cuadrado
0,0929
Metro cuadrado
Yarda cuadrada
0,8361
Metro cuadrado
Acre
0,4047
Hectáreas
Tabla A.9.- Conversión de medidas de área métricas a inglesas Unidad métrica:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Centímetro cuadrado
0,155
Pulgada cuadrada
Metro cuadrado
10,76
Pié cuadrado
Metro cuadrado
1,196
Yarda cuadrada
Hectáreas (104 m2)
2,471
Acre
Tabla A.10.- Conversión de medidas de peso inglesas a métricas Unidad inglesa:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Grano
0,0648
Gramo
Onza
28,3495
Gramo
Libra
0,4536
Kilogramo
Tonelada corta
0,9072
Tonelada métrica
Tonelada larga
1,016
Tonelada métrica
Tabla A.11.- Conversión de medidas de peso métricas a inglesas Unidad métrica:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Gramo
15,43
Grano
Gramo
0,0353
Onza
Kilogramo
2,2046
Libra
Tonelada métrica
1,1023
Tonelada corta
Tonelada métrica
0,9842
Tonelada larga
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Tabla A.12.- Conversión de medidas de volumen inglesas a métricas Unidad inglesa:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Pulgada cúbica
16,387
Centímetros cúbicos
Pie cúbico
0,028
Metros cúbicos
Yarda cúbica
0,7646
Metros cúbicos
Tabla A.13.- Conversión de medidas de volumen métricas a inglesas Unidad métrica:
Multiplicar por:
Para convertir en:
Centímetros cúbicos
0,061
Pulgada cúbica
Metros cúbicos
35,544
Pie cúbico
Metros cúbicos
1,31
Yarda cúbica
Tabla A.14.- Conversión de medidas de densidad inglesas a métricas Unidad inglesa:
Multiplicar por:
Libra / pulgada cúbica
27,68
Libra / pie cúbico
0,01602
Tonelada corta / yarda cúbica
1,187
Libras / galón americano
0,1198
Para convertir en:
Gramos / centímetro cúbico
Tabla A.15.- Conversión de medidas de densidad métricas a inglesas Unidad métrica:
Gramos / centímetro cúbico
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Multiplicar por:
Para convertir en:
0,03613
Libra / pulgada cúbica
62,43
Libra / pie cúbico
0,8428
Tonelada corta / yarda cúbica
8,345
Libras / galón americano
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B.- TÉRMINOS INGLÉS - ESPAÑOL En esta sección, como material de apoyo final, presentamos un glosario de las expresiones más comunes en la industria minera, especialmente las utilizadas en perforación y voladuras, o relacionadas con esta operación, en inglés y español.
INGLÉS
ESPAÑOL
A Adit Advance per round Amonium Nitrate ANFO Angle of dip Angle of repose Angle of strike Area or ore body
Galería de acceso Avance por voladura Nitrato de amonio Explosivo mezcla de nitrato de amonio y gasoil Angulo de la fosa Angulo de reposo Dirección de la capa Superficie del yacimiento
Back (roof) Backbreak, overbreak Bedrock Bench Bench blasting Bench drilling Bench height Big hole blasting Bit Black powder fuse Blast hole, borehole Blast rock Blasting Blasting agent Blasting cap, cap Blasting machine Blasting pattern Blasting powder Block caving Booster Bottom Boulder Box hole Burden
Techo de galería Sobreexcavación, fracturamiento del área adyacente a los limites de la voladura Lecho de roca Banco Voladura de bancos Perforación de bancos Altura de banco Voladura de gran diámetro Broca Mecha de seguridad Barreno Roca volada Voladura Agente de voladura Detonador Explosor Patron de voladuras Pólvora negra Explotación por hundimiento Explosivo utilizado para iniciar agentes de voladura u otros explosivos Fondo Bloque Barreno de cuele Línea de menor resistencia, retiro
B
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C Cartridge, stick Caving Chain feed Chamber blasting Charging machine Chisel bit Collaring Column charge Core Core barrel Coupling Crawler Crosscut Cut Cut hole Cuttings
Cartucho Derrumbe Cadena de empuje Voladura de cámaras Cargadora de barrenos Broca tipo cincel Emboquillado Carga de columna Núcleo, testigo Tubo saca testigo Manguito de acoplamiento Orugas de placas para la locomoción de ciertos tipos de perforadoras, tractores, etc. Galería transversal Cuele Barreno de cuele Detritus de perforación
Deep mining Delay blasting Density of charge Detonating fuse, detonating cord Detonation velocity Development Diamond bit Diamond drilling Dip Dip face Direction of mining Distance between levels Down the hole drill Drift Drifting Drill bit Drill hole Drill operator Drill steel Drilling Drilling pattern Drilling performance Drilling platform Drilling rate Drilling up Driving method
Minería profunda Voladura con retardos Densidad de carga Cordón detonante Velocidad de detonación Preparación, desarrollo Broca de diamante Perforación con diamante Buzamiento Frente inclinado Dirección de la mina Altura entre niveles Perforadora con martillo de fondo Galería Perforación de galerías Broca de perforación Barreno Operador de taladro Barra, barrena Perforación Esquema de perforación Rendimiento de la perforación Plataforma de perforación Velocidad de perforación Perforación ascendente Método de avance
D
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Driving of raise Dry drilling Dynamite Electric blasting cap Electric firing
Avance de chimeneas Perforación con barrido por aire Dinamita Detonador eléctrico Iniciación eléctrica
Excess charge Explosive Explosive cartridge Extension rod
Sobrecarga Explosivo Cartucho de explosivo Barra de extensión
Face of heeding Fan cut Fault Faulted rock Firing sequence Firing with detonating fuse Fissured rock Floor Four – wing bit Full face driving Fuse
Frente de avance de galería Cuele en abanico Falla Roca agrietada Secuencia de disparo Iniciación con cordón detonante Roca fisurada Piso de galería Broca de cuatro plaquitas Avance a sección completa Mecha
Gap test Grout hole drilling
Ensayo de detonación a distancia Perforación para inyección
Hammer drilling Hard metal bit Heading blasting Heavy round Hexagonal drilling steel
Martillo de perforación Broca de metal duro Voladura de cámaras Voladura de gran magnitud Barra de sección hexagonal
Igniter cord Ignition Instantaneous blasting cap Integral drill steel
Cordón de ignición Encendido Detonador instantáneo Barra integral
Jet piercing
Perforación por fusión
E
F
G H
I
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Jumbo
Perforadora de varios brazos con martillos
Large hole drilling Level Level interval Limiting charge Loader Loading capacity Log – hole drilling
Perforación de gran diámetro Nivel Altura entre niveles Carga límite Cargadora Capacidad de carga Perforación de barrenos largos
Mine Misfire Mudcapping
Mina Voladura fallada Voladura superficial
Open-pit mine, opencast mine, opencut mine, strip mine Ore Overbreak
Explotación a cielo abierto Mena, mineral Sobre rotura
Parallel hole drilling Percussive drilling Permitted (permissible) Pitch Pneumatic hammer drill Prills Primary blasting Primer Production drilling
Perforación de huecos paralelos Perforación por percusión Explosivo para minas con riesgo de explosión por gases Grado de inclinación Martillo neumático manual Partículas esfericas Voladura primaria Iniciador, booster cebado con un elemento iniciador Perforación de producción
Quarry Quick fuse
Cantera Mecha rápida
Reduced charge Relief hole Rock blasting Rock drill Rock factor Rotary drill
Carga reducida Barreno auxiliar Voladura de roca Perforadora Factor de roca Perforadora a rotación
L
M
O
P
Q R
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Round Row of cuts Row of holes
Voladura Hilera de cueles Hilera de barrenos
Safety fuse Secondary blasting Shaft Shaft sinking Shank Shaped charges Shearing V cut Short delay blasting Shot firer Side wall Spacing Specific charge Stemming Stick charge Stopper Strength Strike Stuck drill steel
Mecha de seguridad Voladura secundaria Pozo Profundización de pozos Culata Cargas dirigidas Cuele en V, cuele en cuña Voladura micro retardada Dinamitero Hastial, lateral Espaciamiento Carga específica, factor de carga Atacadura Carga de cartuchos Perforadora para realces Potencia de un explosivo Rumbo Atascamiento de barra
Tamping Tamping stick Thermal drilling Toe Toe hole Total charge Tungsten carbide
Atacado atacador Perforación térmica Roca remanente poco fracturada en el pie del banco Barreno usualmente horizontal o inclinado en el pie del banco Carga total Carburo de tungsteno
V – cut Vertical fan cut
Cuele en V Cuele vertical en abanico
S
T
V
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