Voladuras. Precorte(Completo)

CONSIDERACIONES ACERCA DE LA TECNICA DE PRECORTE Juan J. Montoro. Ingeniero de Minas José A. Lampaya. Ingeniero de Minas Resumen Durante los últimos años las técnicas de voladura controlada se han generalizado tanto en minería como en trabajos de obras públicas. Entre estas técnicas la más utilizada es la conocida como técnica de precorte. La finalidad del precorte es en general una minimización tanto de la sobreexcavación inherente a cualquier voladura como de la fracturación y el daño provocado por la acción del explosivo en el macizo rocoso remanente mas allá del perfil de diseño del mismo. En este artículo se presentan unas consideraciones generales sobre el precorte. Se profundiza en la influencia que el explosivo tiene sobre el mecanismo actuante así como en la determinación teórico-práctica de los parámetros necesarios para su realización efectiva. Se hace también mención a las particularidades que supone el uso de explosivos en esta técnica, junto con un ejercicio genérico de aplicación para ilustrar su aplicación práctica.

GENERALIDADES. ¿NECESARIO?. ¿UTIL?. ¿CONVENIENTE?. ¿SUPERFLUO? La técnica de precorte es la más generalizada entre las diversas que constituyen lo que se ha venido a denominar voladuras controladas o de contorno. Como su propio nombre indica, se trata de provocar una superficie de discontinuidad en el terreno, de acuerdo a un perfil predefinido, previamente a la voladura del mismo. Con el precorte se pretende reducir severamente el nivel de fracturación en el macizo rocoso remanente asi como aumentar la estabilidad mecánica del mismo. El precorte se usa principalmente en minería a cielo abierto y obras públicas. En minería de interior su aplicación es muy rara, prácticamente limitada a la perforación de pozos verticales. F[1]. Taludes finales precortados. Cortesía KCGM, Superpit, Kalgoorlie, Western Australia. Como resultado de un precorte cabe esperar: a) Frentes mecánicamente mucho mas estables. Consecuencia directa de esta estabilidad: - Menos necesidad de refuerzo mecánico (bulones, etc). - Permite mayores ángulos en el talud y por lo tanto un menor volumen de excavación. - Reducción en la necesidad de sanear los frentes finales. - Mejora de la seguridad en la explotación por la disminución del riesgo de caída de bloques sueltos, desprendimientos, etc. - Disminuye notablemente la probabilidad de deslizamiento y rotura catastrófica del talud

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final. b) Menor agrietamiento y fracturación del macizo rocoso. En caso de presencia de acuífero se disminuye notablemente el flujo a través del talud. Aumento de la resistencia del talud frente a las inclemencias del tiempo, factor que puede resultar crítico en ciertos lugares. c) Reducción del nivel de vibración producido por voladuras de producción cercanas, debido al apantallamiento que supone la discontinuidad formada por el precorte. d) Mejora de la estética general del talud mediante unos frentes mucho más lisos y uniformes donde se han reducido las fracturas, rugosidades y asperezas. Este hecho, que puede resultar secundario o incluso ridículo para ciertas explotaciones mineras puede ser de vital importancia en trabajos especiales de ingeniería civil. e) Menor o nula sobreexcavación más allá del perfil de diseño de la explotación. Disminución de la cantidad de material a mover por este concepto. f) Disminución de los costes finales en la explotación, tanto para la propiedad como para el contratista. Consecuencia inmediata de las ventajas enumeradas anteriormente En la mayoría de las ocasiones en que el uso de las técnicas de contorno (y en particular el precorte) está más que justificado, no se le presta la suficiente atención ante la extendida creencia de que es una opción considerada cara para el usuario. El ingenuo razonamiento de que es un lujo gastar dinero extra simplemente por el hecho de mostrar unos frentes o taludes finales limpios y atractivos ha obscurecido las ventajas y el beneficio económico que se derivan de la aplicación de esta técnica. Sin embargo es necesario insistir en el ahorro económico que resulta del uso del precorte cuando se considera la operación en su conjunto, especialmente en explotaciones con problemas de control de taludes. Como técnica preventiva que afecta a toda la operación, el establecimiento de una rutina de precorte así como las directrices a seguir normalmente es responsabilidad que compete al equipo de planificación en la explotación, aunque el encargado de realizar la labor sea lógicamente el equipo de perforación y voladura. En la actualidad la técnica de precorte se ha convertido en una práctica habitual, como una herramienta más para la optimización de costes en cualquier gran compañía minera. La experiencia demuestra que la técnica no es susceptible de una gran estandarización. La gran cantidad de variables que se ven envueltas hace aconsejable no practicar un uso indiscriminado de la misma. Es pues necesario cierto grado de estudio preliminar en el lugar en el que va a realizarse, teniendo en cuenta toda la información geológica disponible así como la suficiente experimentación y ajuste hasta lograr los resultados deseados. MECANISMO DE PRECORTE Efecto de una explosión en un barreno Inmediatamente tras la detonación del explosivo en un barreno se genera una masa de gases a una presión del orden de 1000 MPa, a una temperatura en torno a los 3000 °K y todo esto en un tiempo de 10 a 50 μs a través de una rápida reacción exotérmica que se

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propaga en la masa del explosivo como una onda de choque. Esta onda alcanza las paredes del barreno y se transmite dinámicamente a la roca circundante como onda de tensión. Tras el paso de la cola de rarefacción, la roca se ve sometida a la presión cuasiestática del gas confinado en el barreno. La figura 2 ilustra esquemáticamente la distribución energética del fenómeno. El gráfico de presión en el barreno presenta cuatro zonas típicas: a) energía necesaria para conducir la onda de detonación a través del explosivo. F[3]. Evolución de la presión en un barreno tras la detonación de la carga explosiva. b) energía cinética y de deformación correspondiente a la onda de choque. c) energía que se utiliza durante la propagación de grietas. d) cola final: ruido, calor y energía desaprovechada. Simétricamente respecto al centro del barreno se producen tres zonas bien diferenciadas: a) Formación del anillo triturado: La presión de detonación genera una tensión radial de compresión que supera con creces la resistencia a compresión de la roca. Se forma como consecuencia un delgado anillo donde la roca se ha fracturado y machacado por diferentes procesos de fractura granular, microfractura, compresión diferencial partícula-matriz rocosa y otras formas de deformación plástica. Este anillo es de poco o nulo uso práctico y produce una sobrerotura y un daño innecesario a la superficie de la excavación que afecta su resistencia y estabilidad. El anillo triturado supone además una barrera que de alguna forma dificulta la actuación del gas y su flujo a través de las grietas formadas, actuando como una barrera plástico-fluida para su pronta actuación. Dado que también afecta a la pérdida de energía útil del explosivo e influye directamente en la atenuación del pico de la onda de tensión, resulta inmediato que para los fines del precorte es necesario tratar de evitar o al menos minimizar la formación de este anillo. La variable que controla este anillo es el tiempo hasta que se alcanza el valor pico de presión en el barreno. La razón de utilizar cargas desacopladas en el precorte es precisamente porque ello permite incrementar este tiempo. b) Formación de la zona de fractura El campo elástico de ondas generado a partir de la zona externa del anillo se propaga a velocidad sónica y consiste en una serie de tensiones radiales de compresión y tangenciales de tracción. Las tensiones tangenciales generadas, junto con la existencia en el material rocoso de defectos y microfracturas, provocan la iniciación y crecimiento de grietas radiales. Estas grietas se ven temporalmente sobretensionadas cuando la onda de tensión pasa por ellas, aunque inmediatamente se descargan y se frena su crecimiento pues la velocidad de propagación de la grieta es mucho menor que la de la onda. c) Formación de la zona de fragmentación La presión del gas en el barreno se mantiene lo suficientemente alta durante un periodo de tiempo considerablemente mayor que el periodo de detonación. Esto produce un campo cuasi-estático de tensiones en la roca, que sigue al campo dinámico de ondas de tensión. Este campo cuasi-estático es el responsable de la activación, crecimiento y

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coalescencia de las fracturas desactivadas tras el paso de la onda de tensión. Así mismo, el gas penetra en las grietas y mediante un efecto de cuña acelera la propagación de las mismas La propagación de grietas debido a la presión cuasi-estática requiere la suficiente energía de deformación como para contrarestar las energías de superficie resistentes. La extensión de una grieta radial provoca la descarga de la roca adyacente a ambos lados de la discontinuidad. Esto explica el que no se desarrollen grietas inmediatamente cercanas puesto que la energía de deformación almacenada se hace insuficiente. Sin embargo, grietas que estén lo suficientemente alejadas pueden desarrollarse independientemente dado que la propagación de la primera grieta no afecta a la energía de deformación acumulada en la zona de la grieta lejana. Para severas condiciones de deformación, el número de grietas radiales dominantes que emanan de la pared de un barreno (Grady) puede estimarse aproximadamente mediante: Como aproximación cuasi-estática dε     (Garnsworthy): (1) n = 2 π r ρ c dt  2 3

b

  

e

6K   

Lo que resulta: Así pues dado que con el precorte se pretende reducir el daño a la roca remanente y el número de grietas que se propagan es aconsejable utilizar el menor diámetro posible compatible con la aplicación así como reducir dε p max ( 1+ν ) = (2) la presión que actúa en el barreno mediante dt E t max cargas desacopladas. 2     ρe c p max (1+ν ) 3    n = ENT  π d b    6 K E t max      

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Explosion simultánea en dos barrenos cercanos La fracturación comienza en los defectos o microfracturas que se encuentran presentes en el material. Estas microfracturas se activan por la onda de choque en forma de elementos de fractura pseudo circulares produciéndose la coalescencia de los mismos si se encuentran lo suficientemente cercanos. Esta coalescencia se produce hasta tanto la onda de choque no resulta amortiguada por debajo de la resistencia dinámica a la tracción del material rocoso. El mecanismo por el cual las grietas progresan tras la amortiguación de la onda de choque es mediante un frente de fractura sostenido por la presión del gas, a manera de cuña. Este proceso es esencialmente discontinuo mediante la nucleación, agregación y crecimiento de microfracturas por delante del frente de fractura, produciendo en la matriz rocosa unas marcas parabólicas típicas

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F[4]. Progresión de grietas tras la detonación simultánea de dos barrenos. Las diferentes condiciones del material en cuanto a estos defectos y las diferencias en cuanto al tiempo de activación de las mismas son las variables que controlan el proceso. Según este modelo de fracturación solo unas pocas fracturas radiales inicialmente formadas crecen por la acción de cuña de los gases en expansión. Las grietas que se producen alrededor de un barreno se propagan uniformemente alrededor del mismo. Si en vez de un único barreno es una fila de taladros la que se hace detonar, el número de grietas y su extensión alrededor del barreno se reduce considerablemente (5). Las grietas más grandes tienden a seguir la dirección del plano de corte y eventualmente se unen para formar la superficie de fractura. Estas grietas crecen y se desarrollan simultáneamente formando un patrón regular en el plano que une los barrenos. Cuando las fracturas no son coplanares todavía puede conseguirse continuidad en la fractura mediante solapamiento de grietas a manera de escalones. El efecto de desacoplamiento tal como queda ilustrado en la 6 es fundamental en el precorte. La densidad, rugosidad, forma y tamaño de las grietas radiales se ven afectadas por el grado de desacoplamiento. Un alto grado de desacoplamiento proporciona en general una mínima cantidad de grandes grietas radiales y una notable reducción del número y extensión de las pequeñas grietas. F[7]. Situación ideal de desacoplamiento.

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El parámetro crítico del que depende la fractura entre dos barrenos cercanos es el espaciamiento. La 9 ilustra la tres situaciones F[8]. Barreno de precorte desacoplado.típicas pueden presentarse Cortesía BHP Iron Ore, Mt Newman, Western Australia. a) Espaciamiento subcrítico. 10.a La superficie de fractura no presenta marcas de escalones ni es concoidea. La estructura típica es en forma de panal, a base de pequeñas e irregulares fracturas cuasi-circulares. La rotura se produce exclusivamente por la interacción de las ondas de choque de tensión. La secuencia de eventos comienza con la propagación de una onda de tensión desde cada uno de los barrenos a la vez que se producen una densa serie de grietas concurrentes en cada uno de ellos. Las ondas procedentes de cada taladro se superponen provocando sobretensiones dinámicas en el material. Estas tensiones producen un movimiento de partícula radialmente divergente que supera la resistencia dinámica a tracción del material. Estas tensiones son suficientes como para activar microfracturas o micro-defectos en la matriz rocosa dentro de una relativamente estrecha banda entre los barrenos. La repentina rotura de la roca no da tiempo a los gases a actuar. Así pues la acción de cuña de los gases y las grietas radiales tienen una importancia que puede considerarse marginal en la formación de la fractura. b) Espaciamiento crítico. 11.b La rápida atenuación que sufren las ondas de choque con la distancia no permite que el efecto de rotura subcrítica se produzca a partir de cierto espaciamiento. La secuencia de eventos en este caso es diferente e independiente de la interacción de las ondas de choque. El mecanismo dominante es el de los gases actuando en conjunción con las grietas radiales según el modelo quasi-estático. En este caso se puede apreciar un mayor número de grietas radiales abiertas, que representan el estado necesario para que los gases en expansión actúen. La superficie presenta fracturas concoideas suaves delimitadas por marcas parabólicas bien delineadas envolviendo otras marcas menores concéntricas. Estas marcas resultan típicas de la extensión debida a la acción de cuña de los gases en las fracturas radiales previamente generadas por las ondas de choque. Estas formas concoideas se desarrollan independientemente y eventualmente se unen para formar la superficie final de fractura. c) Espaciamiento excesivo. 12.c Superficie formada a base de bastas e irregulares formas concoideas con saltos en escalón que se han propagado irregularmente a partir de las grietas generadas por la onda de choque y la posterior acción de los gases hasta solaparse y formar la fractura entre barrenos. La superposición de ondas no es suficiente para provocar la iniciación de fracturas en la zona central entre taladros. Las fracturas en este caso se inician cerca de cada barreno y se propagan en el plano de los mismos hasta que se encuentran, resultando un perfil más o menos irregular. F[13]. Efecto del espaciamiento sobre la discontinuidad entre barrenos.

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DETERMINACION DE LOS PARAMETROS DE PRECORTE La voladura con explosivos es un complejo proceso tridimensional que comprende las interacciones entre lo que se podría considerar un cierto número de explosiones, una roca en general anisótropa, efectos de cara libre, etc. Es pues conveniente simplificar el problema y considerarlo como un fenómeno que se desarrolla en el plano normal al eje del barreno. Se asume que el barreno tiene un diámetro mucho más pequeño que su longitud y que está lo suficientemente lejos de caras libres. Se considera adicionalmente que la detonación se produce simultáneamente a lo largo del barreno. Método teórico Presión en el barreno La presión generada en un barreno por la detonación de un explosivo no es un valor estático ni invariable en el tiempo. La presión sigue una cierta curva en función del tiempo que presenta un valor pico muy acusado seguido de la actuación de una relativamente sostenida acción cuasi - estática, para después finalizar siendo nula (14). Es clásica la determinación de la presión de detonación a partir de las características del explosivo conocida como teoría hidrodinámica: -3 (4) Para explosivos sólidos la velocidad de P d = 10 ρe V d u + Pi partícula u puede considerarse aproximadamente igual a Vd/4. Si la presión inicial en el barreno es despreciable, la ecuación 5 resulta: 2 Por otra parte, si se considera Pa la presión V d -3 (6) adiabática que hipotéticamente se P d = 10 ρe 4 desarrollaría por la explosión a volumen constante y sin pérdidas de energía puede establecerse (Cook) como buena aproximación: Esta presión adiabática, así definida, puede Pd (7) considerarse razonablemente la presión en el Pa = 2 barreno, Pb según: La fórmula 9 puede considerarse aceptable 2 Vd -3 = 1.25 • 10- 4 ρ e V 2d (8) para el caso de un explosivo completamente Pb = 10 ρ e 8 acoplado con el taladro ocupando todo el espacio disponible. Sin embargo, la presión generada cuando existe acoplamiento entre explosivo y roca es excesiva para los fines que se persiguen con el precorte. Es pues necesario disminuir esta presión en el barreno hasta un límite adecuado, desacoplando el binomio explosivo-roca. La expansión de gases de explosión cuando la carga está desacoplada puede considerarse sigue la ley adiabática para gases ideales. El estado adiabático de un gas obedece:

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(10) La equivalencia entre el estado del gas inmediatamente después de la detonación y el estado de presión en el barreno puede expresarse mediante una expansión adiabática desde el volumen ocupado por el explosivo hasta el volumen que comprende el barreno. Considerando un cilindro de altura unidad: γ γ (11) Dado que la relación entre volúmenes Pb V b = P d V e cilíndricos es proporcional al cuadrado de los diámetros: El parámetro γ para condiciones explosivas 2γ dc  (12) normales puede considerarse 1.20. La presión Pb = P d      db  en la pared de un barreno desacoplado con carga continua se obtiene a partir de 13 y 14, según: 2.4 Para cargas desacopladas y discontinuas se -4 2  dc  (15) obtiene igualmente: Pb = 1.25x 10 ρe V d     d 2.4 b    D -4 2  dc  = 1.25x (16) Efecto cuasi-estático de la presión de los 10 ρe V d  Pb   db  gases γ . P V = CONSTANTE

El modelo que se usa para determinar el estado de tensión en los alrededores del barreno agrietado radialmente es el de un cilindro de espesor infinito con la condición de presión externa nula. La Fig. 15 ilustra la distribución de estas tensiones, que vienen dadas por: F[16]. Modelo cuasi-estático de tensiones en los alrededores de un barreno. 2 2 2 2 r e P e - r b Pb - ( P e - Pb ) r b r e = σ rr 2 2 ( r e2 - r b2 ) r 2 re - rb

La tensión cortante τr, según el modelo es:

(17) Las ecuaciones 18 y 19 resultan:

σ tr =

r P e - r Pb + ( P e - Pb ) r r 2 ( r e2 - r b2 ) r re - r 2 e

2 b 2 b

2 2 b e 2

(20) τr = 0

2

rb 2 r 2 rb = σ tr Pb 2 r

σ rr = + Pb

Generalmente, cualquier material rocoso presenta altos valores de resistencia a compresión, moderada resistencia a esfuerzos cortantes y una muy baja resistencia a tracción. Así pues la situación ideal (21) para la fractura de precorte se presenta cuando las tensiones de tracción se maximizan en la (22) dirección adecuada en la roca a la vez que se minimizan los efectos de compresión y cortantes en las zonas no deseadas. (23)

La 17 ilustra la distribución de tensiones tangenciales para el caso de un barreno único y para el caso de dos barrenos adyacentes en un precorte espaciados una distancia E.

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F[18]. Distribución tangencial de tensiones para detonación aislada y detonaciones simultáneas.

La fuerza que actúa en la fractura por unidad de longitud puede obtenerse mediante integración de la tensión tangencial entre los limites de la pared del barreno rb y cierta distancia r: Cuyo resultado es:

2

rb F tl = ∫ rb σ tr dr = ∫ rb (- Pb 2 ) dr r

(24)

 rb  F Tl = 2 Pb r b  - 1  r 

(27)

r

r

r

 1 F tl = - Pb r ∫ r dr = - Pb r -   r  rb 2 r b rb

-2

2 b

(25) Asumiendo que la detonación entre barrenos se produce simultáneamente, la fuerza que actúa en la fractura se dobla, es decir:  rb  (26) F tl = Pb r b  - 1  r  En la práctica el término (rb/r) representa menos del 10% de la fuerza actuante, con lo que puede despreciarse. La fuerza que tiende a producir la grieta en el precorte como consecuencia de la acción cuasi estática de los gases: F p = - 2 Pb r b (28) A esta acción rompedora del explosivo se opone la resistencia a la tracción de la roca. Esta fuerza resistente puede expresarse por unidad de longitud de barreno como: (29) La situación crítica de fractura se produce si: F rl = σ tr (r - 2 r b ) (30) Según esto, el espaciamiento crítico entre F rl + F Tl = 0 - 2 Pb r b + σ tr ( E c - 2 r b ) = 0 (31) barrenos para que se produzca la rotura viene dado por: Así pues, cualquiera que sea el espaciamiento  Pb + σ tr  -3  (32) óptimo, éste ha de cumplir: E c = 10 2 r b   σ tr   Pb + σ tr  -3  (33) E o ≤ 10 d b   σ tr  Dado que la carga en la roca por la acción del explosivo es dinámica, el valor que debería utilizarse para σtr es el de resistencia dinámica a tracción. Sin embargo este valor es difícil de determinar tanto en teoría como en la práctica pues depende de la velocidad de carga,

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de la duración e incluso de su valor pico. La práctica demuestra que se consiguen buenos resultados si se utiliza para σtr el resultado del conocido método brasileño. Método práctico Es posible realizar un cálculo aproximado de los parámetros de precorte basándose en los resultados de la experiencia práctica acumulada durante los años que se lleva utilizando. Como todas las consideraciones que se derivan de la práctica habitual de cualquier técnica, estas no son más que una simplificación de los múltiples factores que se ven involucrados en el fenómeno. La principal ventaja de estas reglas prácticas es su sencillez y facilidad de aplicación. F[19]. Espaciamiento recomendable para labores de precorte. F[20]. Carga recomendable para labores de precorte. cs =

1 db 125

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En lo que a precorte se refiere, dos reglas se pueden admitir como básicas, suponiendo condiciones medias de roca, explosivo, etc. Estas son:

Eo =

2 5 ( ) d b3 100

(35)

Las figuras 21 y 22 ilustran estas reglas prácticas junto con los límites de aplicación para las mismas. Para cargas continuas puede estimarse el diámetro de carga adecuado según: De la misma forma, puede determinarse 5 8 ( ) = 6 (36) igualmente el grado de discontinuidad para d cc db 5 π ρe cargas espaciadas: 5   d   b3 D = 1.6 • 10 π ρ d 2  c cd   -3

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PARTICULARIDAES DE LA UTILIZACION DE EXPLOSIVOS EN PRECORTES Selección

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Sin lugar a dudas el precorte puede considerarse como una técnica en la cual son fundamentales la geometría y la simetría en todo el proceso. El explosivo, parte crucial del éxito en el mismo, debe seleccionarse en consonancia. Dado que la discontinuidad de precorte se produce en la práctica con espaciamientos supercríticos en los que el mecanismo actuante es fundamentalmente la acción cuasi-estática de los gases, es recomendable la utilización de un explosivo con baja velocidad de detonación (reducción del daño dinámico a la roca) a la vez que con un alto volumen de gases. Estas características descartan la utilización de explosivos gelatinosos con base NG (gomas, etc). También resultan inadecuadas las emulsiones explosivas por su alta velocidad de detonación. Entre la gama de explosivos disponibles en el mercado el tipo que mejor se adapta a la técnica es el tipo Hidrogel con un balance adecuado entre velocidad de detonación y producción de gases. F[23]. Carga de un barreno de precorte con sarta contínua de cartuchos de 32mm. Cortesía BHP Iron Ore, Mt Newman, Western Australia. El efecto de desacoplamiento en el barreno es tanto mejor cuanto más próximo a la situación ideal de la figura 24. Dado lo crítico de este efecto, es pues desaconsejable el uso de cargas espaciadas ya sean acopladas o desacopladas dentro del barreno, tanto por razones teóricas de un pobre efecto de desacoplamiento como por razones prácticas de facilidad de carga. Así pues es recomendable el uso de explosivo continuo a lo largo de la caña del barreno. El requerimiento de simetría también implica la iniciación simultánea de la carga a lo largo del barreno, a la vez que entre barrenos. Estas consideraciones han conducido al desarrollo de productos explosivos especiales para precorte entre los cuales el producto estrella puede considerarse la sarta continua de cartuchos de Hidrogel. La continuidad se obtiene mediante cordón detonante de 6g/m a lo largo de todo el cartucho, en el centro de simetría del mismo (25). La inserción de este cordón detonante durante el proceso de encartuchado proporciona un producto manejable y con resistencia a la tracción que permite su uso colgado desde la boca del barreno. Con este producto se consiguen las prestaciones más cercanas a la situación teórica ideal, así como una facilidad de manejo y operación que no se consiguen con ningún otro tipo de explosivo para precorte de los disponibles en el mercado. F[26]. Sarta continua de explosivo para precorte con alma de cordón detonante.

Técnica de uso

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Casi todas las técnicas de voladura controlada, y en particular la de precorte consisten en perforar una línea de barrenos que coincida con el plano final deseado como final en la excavación, con el ángulo deseado. Siempre que sea posible, es aconsejable realizar el precorte con cierta inclinación puesto que la superficie ligeramente inclinada es mucho más estable. La característica peculiar del precorte es que este plano de barrenos se dispara previamente a la voladura del macizo contiguo. Este tipo de voladura implica un confinamiento extremo del explosivo, pues por definición no existen caras libres. Los diámetros de perforación que se utilizan normalmente varían en el rango 50mm 150mm. La carga de la línea de barrenos, se F[27]. Barrenos de 89mm espaciadosrealiza con algún explosivo adecuado y bien 1.5m. Cortesía BHP Iron Ore, Mt Newman,distribuida a lo largo del barreno. A veces, y Western Australia. sobre todo con los diámetros más grandes, se utilizan barrenos guía sin carga para dirigir la formación de la discontinuidad según el perfil deseado. Es también recomendable y usual colocar en el fondo del taladro cierta carga concentrada más potente para lograr una buena acción de corte en fondo, donde el confinamiento es máximo y la simetría de la perforación es más pobre. En el precorte, se ha comprobado que no se forman grietas perpendiculares al barreno, en el fondo del mismo. Este hecho es consecuencia de la no existencia de cara libre, lo que hace necesaria esta carga concentrada y el que se necesiten más barrenos (menores espaciamientos) que en su homólogo recorte. Para barrenos de una longitud media, digamos 10m, la carga de fondo puede estimarse en torno a los 400g de explosivo. A medida que el diámetro de perforación aumenta, la carga de fondo debe aumentarse en la misma proporción llegando hasta los 2 Kg. para barrenos de 150 mm. Como en cualquier voladura de contorno, la alineación de los barrenos es crucial para un buen resultado. Digamos que el máximo que se F[28]. Un buen precorte supone unapuede conseguir con el precorte es lo bien que cuidadosa perforación. Cortesía KCGM,se haya dispuesto la perforación. Esto limita en Superpit, Kalgoorlie, Western Australia. la práctica la profundidad del precorte hasta la profundidad a la que puede llegarse con la perforadora sin excesiva desviación. Como límite práctico puede admitirse 10m. La situación ideal para precorte es una disposición rectilínea de barrenos. No obstante es posible obtener resultados aceptables con disposición curvilínea siempre que el radio de curvatura sea lo suficientemente grande, superior a los 50 diámetros. Pueden realizarse también precortes en esquina con barrenos guía, disparando independientemente ambas secciones. Para conseguir una mínima sobreexcavación, la carga debe llegar hasta la boca del barreno para que el efecto de corte sea franco F[29]. El efecto del precorte es crítico enen la zona más susceptible a la la parte superior del banco. Cortesíasobreexcavación, como es la parte superior del KCGM, Superpit , Kalgoorlie, Westernbanco. Esta mayor susceptibilidad de la zona Australia. superior del banco es debida a la sobreexcavación y quebrantamiento provocado por la voladura de bancos superiores y a la mayor incidencia de las condiciones atmosféricas. Deben adoptarse las precauciones adecuadas para que esta carga tan superficial no provoque efectos indesados (pequeñas rocas volante, etc.), para lo cual se puede cubrir la zona con mallas u otro material similar. Para desacoplamientos de carga superiores al 50% es recomendable retacar el barreno al menos en una longitud del orden de 10 diámetros para lograr la efectividad requerida de los gases de explosión. Para desacoplamientos menores del 50% es incluso conveniente evitar el retacado pues de esta manera no se fuerza a los gases a través de las fracturas preexistentes en el terreno. Este efecto es particularmente importante en rocas débiles y/o altamente fracturadas. En general, si se obtiene una excesiva sobreexcavación hay que disminuir la carga lineal. Si lo que se obtiene es un contorno irregular se debe reducir el

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espaciamiento. Como regla general, la fila de precorte ha de separase de la voladura principal una cierta distancia que debe estar comprendida entre E/2 y E. Como consecuencia de esta menor distancia, la fila de barrenos de la voladura principal más cercana a la línea de precorte ha de cargarse con una cantidad de explosivo ligeramente menor a la usual para barrenos de producción si se quiere evitar el agrietamiento y daño a la roca remanente. También es recomendable no sobreperforar en esta fila para no dañar la zona de asiento del banco. A veces se le suele dar a esta fila un doble retardo para provocar una liberación efectiva de la piedra correspondiente. 30 muestra un esquema genérico de precorte con los parámetros que resultan relevantes. Esta fila de amortiguación debe ser suficiente para la voladura del propio macizo mediante el mecanismo de voladura en cráter. La F[31]. Esquema de un precorte con fila dedeterminación de la carga en esta fila puede amortiguación. calcularse iterativamente a partir de la fórmula 38, en la cual se ha considerado el c.d.g de la carga a tres diámetros de la parte superior de la columna explosiva:

La separación de esta fila cercana puede estimarse mediante la adopción de un criterio conservador para el daño que se induce en la roca, manteniéndose por debajo de cierto umbral de deformación. Considerando rotura estática (nuevamente, conservador), la deformación crítica para una roca de tipo medio (hormigón) puede admitirse en torno a: Esta deformación máxima admisible para no  du    (40) producir daño a la roca proporciona la dt   ε= = 140 µ velocidad de vibración crítica, supuesta c conocida la velocidad sónica en el macizo: v = 0.14 c (41) Una vez obtenido el valor crítico de velocidad de vibración, la distancia umbral de daño a la roca producido por el propio precorte puede estimarse aproximadamente según: 3 La figura 32 ilustra la relación entre la carga 10 3 2 l≤ (42) cl lineal y la distancia a la que se producen los v niveles de vibración que resultan prácticos para esta determinación. -3 2 -3 10 π d b ρ e ( Ab + 3 d b 10 - 1.6 3 c a Lc ) ca = 4 Lc (39)

La fila de amortiguación inmediatamente cercana al precorte no debe producir un daño mayor que el del propio precorte. Puesto que la energía producida por un explosivo es proporcional al cuadrado del diámetro, se considera la relación adimensional de distancia escalar para simetría plana. La distancia a la que hay que situar esta fila se obtiene:

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l cp

=

l+a ca

(36)

F[33]. Distancia a la que se producen distintos niveles de vibración de partícula en función de la carga. Siempre que se pretenda hacer precorte sobre una base regular en el tiempo, dentro de una misma formación resulta particularmente aconsejable realizar un precorte de prueba de una longitud reducida. El mínimo necesario para poder advertir un precorte claro es del orden de 6m o 7m. Tras este precorte de prueba pueden ajustarse los parámetros del mismo hasta conseguir el efecto deseado. En general, la realización del precorte independientemente de la voladura principal proporciona resultados netamente superiores en comparación a los que resultan cuando se hace conjuntamente, adelantándolo a la misma. Hay que tener en cuenta que el precorte puede provocar la liberación de masas rocosas inestables, corrimientos de estratos, etc., por lo que no resulta conveniente perforar los barrenos de la voladura principal previamente. Cuando esta posibilidad existe, es recomendable realizar el precorte conjuntamente con la voladura principal. También es recomendable hacerlo conjuntamente en caso de perforaciones inclinadas donde se complicaría notablemente la perforación y voladura posterior. Como regla general, no debería hacerse ningún precorte con piedra inferior a los 200 diámetros, puesto que podría interferir con la voladura principal. F[34]. Precorte independiente de la voladura principal. Cortesía BHP Iron Ore, Mt Newman, Western Australia. Iniciación Los barrenos de contorno deben dispararse simultáneamente para conseguir un claro efecto cortante, o bien como tarea independiente antes de la perforación de la voladura principal o bien conjuntamente con ella, retrasándola para que siga a la de precorte. Siempre que no haya impedimento en cuanto a efectos de vibración en áreas cercanas, la iniciación de la fila de precorte debe hacerse instantáneamente. Si por alguna razón esto no es posible y es necesario utilizar secuenciación esta ha de ser la mínima posible (20-30 ms). La formación de la grieta de separación es mucho más basta en este caso puesto que el mecanismo actuante no es el óptimo. En cualquier caso se debe detonar instantáneamente la máxima carga posible que no interfiera con los requerimientos medioambientales en cuanto a nivel de vibración. Caso de usar detonadores, se debe usar el número más bajo posible habida cuenta que cuanto mas bajo es el número de la serie del detonador es también menor la desviación aleatoria respecto al tiempo nominal del mismo. No obstante, siempre que sea posible, es aconsejable el uso de cordón detonante en vez de detonadores para lograr simultaneidad en la iniciación. Efecto del precorte sobre vibraciones

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Puede considerarse al respecto que una voladura de precorte tiene una piedra infinita y por lo tanto un confinamiento superior en gran medida a cualquier voladura de producción. En general y a la misma distancia reducida, la velocidad de partícula como consecuencia del precorte es mucho mayor que la producida por la voladura normal. 35 muestra la atenuación que sufre el pico de velocidad de partícula en función de la distancia reducida para una voladura de tipo medio y para el caso de un confinamiento extremo tal como en el precorte. F[36]. Amortiguación del nivel de vibración con la distancia reducida.

También resulta de general aceptación que la fractura de precorte supone un apantallamiento del macizo rocoso frente a la transmisión de vibraciones y ondas de tensión. Sin que quepa la posibilidad de excluir este efecto, hay que resaltar que no es tan espectacular como generalmente se supone. La morfología de la grieta, con un contacto mutuo e interpenetración entre sus paredes provoca únicamente una ligera atenuación del efecto de transmisión de ondas a través de la discontinuidad formada. CASO PRÁCTICO. METODOLOGIA En cierta explotación se decide iniciar una rutina de precorte en todos los frentes finales. La voladura de producción se lleva a cabo con perforación de 165mm en bancos de 10m. El patrón de voladura es de 5m x 6m con sobreperforación de 1.5m y retacado de 4m con una carga por barreno de 130 Kg de ANFO. Se dispone de una perforadora de 89mm que se estima adecuada para las labores de precorte. Las características medias del macizo rocoso pueden admitirse: -resistencia a compresión: 240 MPa -resistencia a la tracción: 15 MPa -velocidad sónica en el macizo: 3800 m/s Dadas las ventajas, se pretende utilizar preferentemente un explosivo continuo, cuyas especificaciones resultan: -velocidad de detonación: 4500 m/s -densidad: 1.2g/cm3 Como limitación medioambiental de nivel de vibraciones, la máxima carga por microretardo es de 500 Kg de explosivo. Se trata de determinar todos lo parámetros necesarios para precortar con perforaciones de 89mm y qué diámetro de carga entre la gama comercial disponible en el mercado (22mm, 26mm, 32mm y 40mm) es conveniente utilizar. Para resolver el ejercicio se seguirá el esquema según la figura 37: En estas condiciones y directamente de (30) se obtiene una buena aproximación del diámetro a utilizar:

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El diámetro comercial disponible más cercano

d cc =

5 8 ( ) 89 6 = 27.44 mm (44) a este valor resulta dcc=26mm. 5 π 1.2

La presión que cabe esperar en el barreno resulta de 45: Netamente menor que la resistencia a 2.4 compresión de la roca. No obstante hay que -4 2  26   = 158.46 MPa Pb = 1.25x 10 1.2 4500  tratar de conseguir la máxima carga posible del  89  barreno sin que se alcance este límite de (46) resistencia a compresión, pues de esta manera puede abaratarse el precorte con espaciamientos mayores. El siguiente diámetro a ensayar es el de 32mm. De nuevo 47 proporciona la presión en el barreno con este nuevo diámetro: Presión excesiva que excede con creces la 2.4 resistencia a compresión de la roca. Así pues -4 2  32  = 1.25x 1.2 = 260.81 MPa  10 4500  Pb se descarta este diámetro en favor del de  89  26mm. La carga lineal para este diámetro: (48) -1 El espaciamiento recomendable para este c p = 0.965 Kg m trinomio explosivo-perforación-roca se obtiene de 50: También resulta conveniente amortiguar la carga de la fila de barrenos de producción más  Pb + σ t   158.46 + 15  -3 cercana = = 89 = 1.029 m a la fila de precorte. Esta fila debe     10 d Eo b  15    σt  hacerse sin sobreperforación y situarse a una (51) distancia tal que no produzca daño al macizo precortado. La carga por barreno en esta fila de amortiguación se obtiene iterativamente a partir de la fórmula de voladura en cráter 52. Como valor inicial puede considerarse un valor próximo al de la voladura normal, por ejemplo 15 Kg/m. El valor puede considerarse aceptable cuando dos iteraciones consecutivas coinciden en la primera cifra decimal: Que tras varias iteraciones con un valor inicial -3 2 10 π ρ e d b ( Ab + 0.003 d b - 1.6 3 C a Lc de c =15 Kg/m, proporciona: a0 Ca = 4 Lc (53) -1 (54) El problema ahora es situar esta fila a la c a = 11.6 Kgm distancia adecuada de la fila de precorte. La velocidad de partícula por encima de la cual se produce daño a la roca se obtiene de 55: v = 0.14 3800 = 532mm/s (56) La extensión del daño como consecuencia del propio precorte se extiende hasta una distancia que viene dada por 57: 3 La distancia a de amortiguación entre el 1000 3 10 l= • 3 c 2p = • 0. 965 2 = 1.83 m precorte y la fila con carga reducida se obtiene v 532 de 59: (58) La carga total en esta fila de amortiguación se obtiene:

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[20]. Procedimiento para el cálculo de los parámetros de precorte.

Teniendo en cuenta la limitación de 500 Kg. de explosivo por micorretardo, el máximo número de barrenos de precorte por disparo resulta: Supuesto precorte independiente de la voladura principal. La longitud máxima a  MCM  500   = ENT  N = ENT  = 51   precortar por disparo resulta inmediata:    c p • AB 

 0.965 • 10 

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LMP = N • E o = 51 • 1.029 = 52.47m (61)

LISTA DE VARIABLES rb : radio del barreno (mm) ρr : densidad de la roca (gcm-3) c : velocidad unidimensional de la onda de tensión en la roca (ms-1) ε : deformación volumétrica K : módulo de resistencia a la fractura pmax : presión pico en el barreno tmax : tiempo correspondiente a pmax Etmax : módulo de Young correspondiente a tmax v : ratio de Poisson t : tiempo Pd : presión de detonación ρe : densidad del explosivo Vd : velocidad de detonación del explosivo (ms-1) u : velocidad de partícula debida a la reacción explosiva Pi : presión inicial Pa : presión adiabática a volumen constante Pb : presión en el barreno P : presión del gas V : volumen del gas Vb : volumen del barreno por unidad de longitud Ve : volumen del explosivo por unidad de longitud γ : cociente de calores específicos a presión y volumen constantes (cp/cv ) dc : diámetro de la carga (mm) db : diámetro del barreno Ve : volumen del explosivo al detonar D : discontinuidad de la carga expresada en tanto por uno. σrr : tensión radial a una distancia r σtr : tensión tangencial a una distancia r re : radio externo, distancia a la que se considera aplicada una presión Pe Pe : presión externa

τr : tensión cortante a una distancia r Ftl : fuerza tangencial total por unidad de longitud debida a un único barreno FTl : fuerza total en la superficie de fractura entre dos barrenos por unidad de longitud de barreno Fp : fuerza que tiende a producir el precorte Frl : fuerza resistente a la tracción de la roca por unidad de longitud de barreno σt : tensión de la roca resistente a la tracción V : piedra (m) Ec : espaciamiento crítico para precorte entre barrenos Eo : espaciamiento óptimo entre barrenos de precorte (m) AB : altura de banco (m) cs : carga de explosivo por unidad de superficie a precortar (Kgm-2) dcc : diámetro del cartucho con carga continua dcd : diámetro del cartucho con carga discontinua εc : deformación crítica de rotura estática v : velocidad de vibración de partícula (mms-1) Ca : carga lineal máxima en la fila de barrenos más cercana a la superficie de precorte (kgm-1) a : distancia entre la fila de barrenos más cercana y la cara de precorte (m) l : distancia a la que se extiende el daño producido por el precorte (m) n : número de grietas predominantes que emanan de la pared de un barreno CB : carga por barreno (Kg) cp : carga lineal en el barreno de precorte (Kgm-1) MCM: máxima carga por microrretardo (Kg) LMP : longitud máxima de prcorte por disparo (m) N : máximo número de barrenos de precorte por disparo REFERENCIAS 1. Carrasco L.G. & Saperstein L.W.. Surface Morphology of Pre-split Fractures in Plexiglas Models. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. Vol 14, pags. 261-275. Pergamon Press 1977. 2. Dowding C.H.. Blast Vibration Monitoring and Control. Pags. 28, 260-263,268. Prentice Hall 1985. 3. Gustafsson R. Blasting Technique. Dynamite Nobel Wein. Viena 1981. 4. Hutchings J.. Blasthole Diameter and Its Effect on Explosive Distribution. FRAGBLAST, Brisbane 1990. 5. I.G.M.E.. Manual de Perforación y Voladura de Rocas. Pags. 291-308. Madrid 1987. 6. Konya C.J. et al. Removing Some of the Mystery of Presplit Blasting. Society of Explosives Engineers Magazine. 7. Langefors U. and Kihlstrom B. The Modern Technique of Rock Blasting. John Wiley & Sons, New York 1976. 8. Mohanty B.. Fracture Plane Control Blasts with Satellite Holes. FRAGBLAST, Brisbane 1990. 9. UEE. Jornadas Técnicas. Voladuras de Contorno Usando Cordón Detonante o Riogur. 10. U.S Department of Commerce, Bureau of Public Roads. Presplitting. A Controlled Blasting Technique for Rock Cuts. Research & Development Report. U.S. Government Printing Office. Washington, D.C. 1966. 11. Whittaker B.N., Singh R.N. & Sun G.. Rock Fracture Mechanics. Principles, Design and Applications. Pags. 443-480. Elsevier, New York 1992.