Métodos de corte en minería subterránea

El principio de la palabra voladura de túneles reside en la apertura de una cavidad inicial, denominada corte, cuele o arranque, destinada a crear una segunda cara libre de gran superficie para facilitar la subsiguiente rotura del resto de la sección, de modo que los taladros del núcleo y de la periferia puedan trabajar destrozando la roca en dirección hacia dicha cavidad.

La profundidad del corte debe 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 del explosivo y el número de taladros necesarios para el disparo. Por lo general, si se localiza cerca de uno de los flancos (a) se requerirá menos taladros 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).

Métodos de corte
Corresponden a las formas de efectuar el disparo en primera fase para crear la cavidad de corte, que comprenden dos grupos:

1. Cortes con taladros en ángulo o cortes en diagonal.
2. Cortes con taladros en paralelo.

Cortes en diagonal
Su efectividad consiste en que se preparan en forma angular con respecto al frente del túnel, lo que permite que la roca se rompa y despegue en forma de “descostre sucesivo” hasta el fondo del disparo.

Cuanto más profundo es el avance, tanto más taladros diagonales deben ser perforados en forma escalonada, uno tras otro conforme lo permita el ancho del túnel.

Estos cortes se recomiendan sobre todo para roca muy tenaz o plástica por el empuje que proporcionan “desde atrás”. También para las que tienen planos de rotura definidos, ya que dan mayor alternativa que el corte paralelo para atacarlas con diferentes ángulos.

En su mayoría se efectúan con perforadoras manuales y su avance por lo general es menor en profundidad que con los cortes en paralelo (45 y 50% del ancho del túnel), pero tiene a su favor la ventaja de que no se “congelan” o “sinterizan” por exceso de carga o inadecuada distancia entre taladros, como ocurre frecuentemente con los cortes paralelos.

Es indispensable que la longitud y dirección de los taladros sean proyectadas para que el corte se ubique simétricamente a una línea imaginaria y que no se perfore excesivamente.

Se disponen por parejas, con tendencia a casi juntarse en la parte más profunda para lograr un efecto combinado de las cargas, especialmente en rocas difíciles de romper (duras, estratificadas,etc.). Son más incómodos para perforar porque el operador tiene que ver imaginariamente cómo están quedando ubicados y orientados los taladros, para evitar que se intercepten.

Respecto a la carga explosiva, los taladros de arranque, es decir los más cercanos a la cara libre, no requieren una elevada densidad. Ésta puede disponerse más bien en los más profundos para tratar de conseguir alguna rotura adicional que compense la natural limitación del avance debido a la propia perforación.

Estos cortes son mayormente aplicados en túneles y galerías de corta sección con taladros de pequeño diámetro. Los consumos promedios varían en cifras tan extremas como 0,4 a 1,8 kg/m3.

Además de túneles, los cortes angulares especialmente en cuña y abanico permiten abrir la rotura inicial en frentes planos sin caralibre, como es el caso de apertura de zanjas, pozos, etc. Estos cortes pueden clasificarse en tres grupos:

1. Corte en cuña de ejecución vertical (wedge cut), corte encuña de ejecución horizontal (“v” o “w”) y corte piramidal. En los tres casos los taladros son convergentes hacia un eje o hacia un punto al fondo de la galería a perforar.
2. Corte en abanico (fan cut) con diferentes variantes. En este caso los taladros son divergentes respecto al fondo de la galería.
3. Cortes combinados de cuña y abanico o paralelo y abanico. La geometría de arranque logrado con los cortes angulares básicos se muestran en las siguientes figuras:

Corte en pirámide o diamante (center cut)
Comprende a cuatro o más taladros 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 alta concentración de carga en el fondo de los taladros (apex 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 proyección de escombros a considerable distancia del frente.

Corte en cuña o en “v” (wedge cut)
Comprende a cuatro, seis o más taladros 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 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 taladros es de 60° a 70°. Es más efectivo en rocas suaves a intermedias, mientras que el de la pirámide se aplica en rocas duras o tenaces.

Corte en cuña de arrastre (drag o draw cut)
Es prácticamente un corte en cuña efectuado a nivel del piso de la galería, de modo que el resto del destroce de la misma sea por desplome. Se emplea poco en túneles, más en minas de carbón o en mantos de roca suave.

Corte en abanico (fan cut)
Es similar al de arrastre pero con el corte a partir de uno de los lados del túnel, disponiéndose los taladros en forma de un abanico (divergentes en el fondo). También se le denomina “corte de destroce” porque se basa en la rotura de toda la cara libre o frente de ataque del túnel. Poco utilizado porque requiere decierta anchura para conseguir unavance aceptable.

Corte combinado de cuña y abanico
Usualmente recomendado para roca tenaz y dura, hasta elástica. Útil y muy confiable, aunque es difícil de perforar.

Cortes en paralelo
Como su nombre lo indica, se efectúan con taladros paralelos entre sí. Se han generalizado por el empleo cada vez mayor de máquinas perforadoras tipo Jumbo, que cuentan con brazos articulados en forma de pantógrafo para facilitar el alineamiento y dar precisión en la ubicación de los mismos en el frente de voladura.

Los taladros correspondientes al núcleo y a la periferia del túnel también son paralelos en razón de que es virtualmente imposible perforar en diagonal con estas máquinas. Todos tienen la misma longitud llegando al pretendido fondo de la labor.

El principio se orienta a la apertura de un hueco central cilíndrico, que actúa como una cara libre interior de la misma longitud que el avance proyectado para el disparo. La secuencia de voladura comprende tres fases; en la primera son disparados casi simultáneamente los taladros de arranque para crear la cavidad cilíndrica; en la segunda, los taladros de ayuda del núcleo rompen por colapso hacia el eje del hueco central a lo largo de toda su longitud, ampliando casi al máximo la excavación del túnel, tanto hacia los flancos como hacia el fondo; por último salen los taladros de la periferia (alzas, cuadradores y arrastres del piso) perfilando el túnel con una acción de descostre.

El perfil o acabado final de la pared continua del túnel, depende de la estructura geológica de la roca, básicamente de su forma y grado de fisuramiento natural (clivaje, diaclasamiento, estratificación) y de su contextura.

El hueco central debe tener suficiente capacidad para acoger los detritos creados por el disparo de los primeros taladros de ayuda, teniendo en cuenta el natural esponjamiento de la roca triturada, de modo que se facilite la expulsión (trow) del material de arranque, después de las segundas ayudas y los taladros periféricos.

Para diferentes diámetros de taladros se requieren diferentes espaciamientos entre ellos. Es importante la precisión de la perforación para mantener estos espacios y evitar la divergencia o convergencia de los taladros en el fondo con lo que puede variar el factor de carga. La densidad y distribución de la columna de explosivo, en muchos casos reforzada, así como la secuencia ordenada de las salidas son determinantes para el resultado del corte.

Usualmente los taladros de arranque se disparan con retardos de milisegundos y el resto del túnel con retardos largos, aunque en ciertos casos los microretardos pueden ser contraproducentes.

Estos cortes son aplicados generalmente en roca homogénea y competente, son fáciles y rápidos de ejecutar pero como contraparte no siempre dan el resultado esperado, ya que cualquier error en la perforación (paralelismo y profundidad), en la distribución del explosivo o el método de encendido se reflejará en mala formación de la cavidad, o en la sinterización (aglomeración) de los detritos iniciales que no abandonan la cavidad a su debido tiempo, perjudicando la salida de los taladros restantes. Si la carga explosiva es demasiado baja, el arranque no romperá adecuadamente, y si es muy elevada la roca, puede desmenuzarse y compactar, malogrando el corte lo que afectará todo el disparo.

Además del corte cilíndrico con taladros paralelos se efectúan otros esquemas, como el corte paralelo escalonado, con el que se consigue un hueco o tajada inicial de geometría cuadrangular y de amplitud igual al ancho de la labor, cuyo desarrollo comprende un avance escalonado por tajadas horizontales o escalones, con taladros de longitudes crecientes intercalados, que se disparan en dos fases.

El disparo de la primera fase rompe la mitad del túnel por desplome, dejando un plano inclinado como segunda cara libre, sobre la que actuarán los taladros de la segunda fase por acción de levante. Estos cortes son adecuados para rocas estratificadas, mantos de carbón, rocas fisuradas o incompetentes.

Tipos de cortes paralelos
Los esquemas básicos con taladros paralelos son:
– Corte quemado.
– Corte cilíndrico con taladros de alivio.
– Corte escalonado por tajadas horizontales.

Todos ellos con diferentes variantes de acuerdo a las condiciones de la roca y la experiencia lograda en diversas aplicaciones.

Corte quemado
Comprende un grupo de taladros de igual diámetro perforados cercanamente entre sí con distintos trazos o figuras de distribución, algunos de los cuales no contienen carga explosiva de modo que sus espacios vacíos actúan como caras libres para la acción de los taladros con carga explosiva cuando detonan.

El diseño más simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacíos en los vértices y uno cargado al centro. Para ciertas condiciones de roca el esquema se invierte con el taladro central vacío y los cuatro restantes cargados.

También son usuales esquemas con seis, nueve y más taladros con distribución cuadrática, donde la mitad va con carga y el resto vacío, alternándose en formas diferentes, usualmente triángulos y rombos. Esquemas más complicados, como los denominados cortes suecos, presentan secuencias de salida en espiral o caracol.

Como los taladros son paralelos y cercanos, las concentraciones de carga son elevadas, por lo que usualmente la roca fragmentada se sintetiza en la parte profunda de la excavación (corte). Esto no permite las condiciones óptimas para la salida del arranque. Lo contrario ocurre con los cortes cilíndricos. Los avances son reducidos y no van más allá de 2,5 m por disparo, por lo que los cortes cilíndricos son preferentemente aplicados.

Corte cilíndrico
Este tipo de corte mantiene similares distribuciones que el corte quemado, pero con la diferencia que influye uno o más taladros centrales vacíos de mayor diámetro que el resto, lo que facilita la creación de la cavidad cilíndrica. Normalmente proporciona mayor avance que el corte quemado.

En este tipo de arranque es muy importante el burden o distancia entre el taladro grande vacío y el más próximo cargado, que se puede estimar con la siguiente relación: B = 0,7 x diámetro del taladro central (el burden no debe confundirse con la distancia entre centros de los mismos, normalmente utilizada).

En el caso de emplear dos taladros de gran diámetro la relación se modifica a: B = 0,7 x 2 diámetro central. Una regla práctica indica que la distancia entre taladros debe ser de 2,5 diámetros.

Cómo determinar los cálculos para perforación y carga
1. Estime un diámetro grande en relación con la profundidad del taladro que permita al menos un avance de 95 % por disparo. Como alternativa perfore varios taladros de pequeño diámetro de acuerdo con la siguiente fórmula:

Ø1 = Ø2 x Ö n

donde:
Ø1: diámetro grande supuesto.
Ø2: diámetro grande empleado.
n: número de taladros grandes.

2. Calcule el burden máximo en relación con el diámetro grande de acuerdo a la siguiente fórmula:

Primer cuadrilátero: B ~ 1,5 Ø

donde:
B: burden máximo = distancia del hueco grande al hueco pequeño, en m.
Ø: diámetro del hueco grande.

Para cuadriláteros subsiguientes: B ~ A

donde:
B: burden máximo, en m.
A: ancho de apertura o laboreo, en m.

3. Siempre calcule la desviación de la perforación, para lo cual una fórmula adecuada es la siguiente:

F = B (0,1 ± 0,03 H)

donde:
F: desviación de la perforación, en m.
B: burden máximo, en m.
H: profundidad del taladro, en m.

Para obtener el burden práctico, reducir el burden máximo por la desviación de la perforación (F).

4. Siempre perfore los taladros según un esquema estimado. Un taladro demasiado profundo deteriora la roca y uno demasiado corto deja que parte de la roca no se fracture. Así, las condiciones desmejoran para la siguiente ronda disminuyendo el avance por disparo como resultado final.

5. Calcule siempre las cargas en relación con el máximo burden y con cierto margen de seguridad.

6. Seleccione el tiempo de retardo de manera que se obtenga suficiente tiempo para que la roca se desplace. Los dos primeros taladros son los más importantes.

7. Factores a considerar para conseguir óptimo resultado cuando se emplean cortes paralelos.

Diseño básico para voladurasubterránea en túnel
El trazo o diagrama de distribución de taladros y de la secuencia de salida de los mismos presenta numerosas alternativas, de acuerdo a la naturaleza de la roca y a las características del equipo perforador, llegando en ciertos casos a ser bastante complejo.

Distribución y denominaciónde taladros
Los taladros se distribuirán en forma concéntrica, con los del corte o arranque en el área central de la voladura, siendo su denominación como sigue:

Arranque o cueles
Son los taladros del centro, que se disparan primero para formar la cavidad inicial. Por lo general se cargan de 1,3 a 1,5 veces más que el resto.

Ayudas
Son los taladros que rodean a los taladros de arranque y forman las salidas hacia la cavidad inicial. De acuerdo a la dimensión del frente varía su número y distribución comprendiendo a las primeras ayudas (contracueles), segundas y terceras ayudas (taladros de destrozo o franqueo). Salen en segundo término.

Cuadradores
Son los taladros laterales (hastiales) que forman los flancos del túnel.

Alzas o techos
Son los que forman el techo o bóveda del túnel. También se les denominan taladros de la corona. En voladura de recorte o smooth blasting se disparan juntos alzas y cuadradores, en forma instantánea y al final de toda la ronda, denominándolos en general, “taladros periféricos”.

Arrastre o pisos
Son los que corresponden al piso del túnel o galería; se disparan al final de toda la ronda.

Número de taladros
El número de taladros requerido para una voladura subterránea depende del tipo de roca a volar, del grado de confinamiento del frente, del grado de fragmentación que se desea obtener y del diámetro de las brocas de perforación disponibles; factores que individualmente pueden obligar a reducir o ampliar la malla de perforación y por consiguiente aumentar o disminuir el número de taladros calculados teóricamente. Influyen también la clase de explosivo y el método de iniciación a emplear.

Se puede calcular el número de taladros aproximadamente, mediante la siguiente fórmula empírica:

N°tal.= 10 x √A x H

donde:
A: ancho de túnel.
H: altura del túnel.

Ejemplo: Para un túnel de 1,80 m x 2,80 m = 5,04 m2

N°tal.= √5 x 10 = 2,2 x 10 = 22 taladros
O en forma más precisa con la relación:

N°t = (P/dt) + (c x S)

donde:
P : circunferencia o perímetro de la sección del túnel, en m., que se obtiene con la fórmula:
P= √A x 4

dt: distancia entre los taladros de la circunferencia o periféricos que usualmente es de:

 

 

 

c: coeficiente o factor de roca, usualmente de:

 

 

 

 S : dimensión de la sección del túnel en m2 (cara libre)

Ejemplo: para el mismo túnel de 5m2 de área, en roca intermedia, donde tenemos:

P= √5 x 4 = 2,2 x 4 = 8,8

dt = 0,6
c = 1,5
S = 5 m2

Aplicando la fórmula: N°t = (P/dt) + (c x S)
Tenemos:(8,8/0,6) + (1,5 x 5) = 14,7 + 7,5 = 22 taladros.

Distancia entre taladros
Se determinan como consecuencia del número de taladros y del área del frente de voladura. Normalmente varían de 15 a 30 cm entre los arranques, de 60 a 90 cm en los de ayuda y de 50 a 70 cm entre los cuadradores. Como regla práctica se estima una distancia de 2 pies (60 cm) por cada pulgada de diámetro de la broca.

Los taladros periféricos (alzas y cuadradores) se deben perforar a unos 20 a 30 cm del límite de las paredes del túnel para facilitar la perforación y evitar la sobrerotura. Normalmentese perforan ligeramente divergentes del eje del túnel para que sus topes permitan mantener la misma amplitud de sección en la nueva cara libre a formar.

Longitud de taladros
Será determinada en parte por el ancho útil de la sección, el método de corte de arranque escogido y las características del equipo de perforación. Con corte quemado puede perforarse hasta 2 y 3 m de profundidad; con corte en “V” solo se llega de 1 a 2 m. de túneles de pequeña sección. Para calcular la longitud de los taladros de corte en V, cuña o pirámide se puede emplear la siguiente relación:

L= 0,5 x √S

donde:
S: es la dimensión de la sección del túnel en m2

Cantidad de carga
Depende de la tenacidad de la roca y de la dimensión del frente de voladura. Influyen: el número, diámetro, profundidad de los taladros y el tipo de explosivo e iniciadores a emplear.

Se debe tener en cuenta que la cantidad de explosivo por m2 a volar, disminuye cuanto más grande sea la sección del túnel y aumenta cuanto más dura sea la roca.

En términos generales puede considerarse los siguientes factores en kg de explosivos/m3 de roca. En minería los consumos de dinamita varían generalmente entre 300 a 800 g/m3. Como generalidad, pueden considerar los siguientes factores para:

 

 

 

 

En donde podemos considerar:
– Rocas muy difíciles: granito, conglomerado, arenisca.
– Rocas difíciles: arenisca sacaroide, arena esquistosa.
– Rocas fáciles: esquisto, arcilla, esquistos arcillosos, lutita.
– Rocas muy fáciles: arcilla esquistosa o rocas muy suaves.

Valores estimados para galería con una sola cara libre, para disparos con 2 caras libres se pueden considerar valores de 0,4 a 0,6 kg/m3.

Distribución de la carga

Movimiento de roca
Volumen (V) = S x L

donde:
V: volumen de roca.
S: dimensión de la sección, en m2.
L: longitud de taladros, en m.

Tonelaje (t) = (V) x ρ

donde:
ρ: densidad de roca, usualmentede 1,5 a 2,5 (ver tablas).

Cantidad de carga
(Qt) = V x kg/m3

donde:
V: volumen estimado, en m3.
kg/m3: carga por m3 (cuadro posterior)

Carga promedio por taladro
Qt/N°t

donde:
Qt: carga total de explosivo,en kg.
N° tal.: número de taladros.

En la práctica, para distribuir la carga explosiva, de modo que el corte o cual sea reforzado, se incrementa de 1,3 a 1,6 veces la “carga promedio” en los taladros del arranque, disminuyendo en proporción las cargas en los cuadradores y alzas (que son los que menos trabajan, ya que actúan por desplome).

 

 

 

 

 

Características de los taladros de destroce
Resumen
1. Carga de fondo = L/3, donde L= longitud del taladro (para las alzas: L/6).
2. Burden (B) no mayor de (L –0,40)/2.
3. Espaciamiento (E) = 1,1 x Bhasta 1,2 x B (en los cuadradores).
4. Concentración de carga de fondo (CF) para:

 

 

 

5. Concentración de carga de columna (CC) = 0,5 x CF, en kg/m3.
6. Longitud del taco (T) = 0,5 x B, (en arrastres 0,2 x B).

El esquema geométrico general de un corte de cuatro secciones con taladros paralelos se indica en la siguiente figura.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

La distancia entre el taladro central de alivio y los taladros de la primera sección no debería exceder de 1,7 x D2 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 taladros cargados y vacíos.

Para un cálculo más rápido de las voladuras de túnel con cortes de taladros paralelos de cuatro secciones, se puede aplicar la siguiente regla práctica:

 

 

 

Profundidad de los taladros
En el corte de cuatro secciones, laprofundidad de los taladros puedeestimarse con la siguiente expresión:

L = 0,15 + 34,1 x Ø2 – 39,4 x (Ø2) al cuadrado

donde:
L: longitud de taladro, en m.
Ø2: diámetro del taladro de alivio, en mm.

Cuando se utilizan varios taladros vacíos, la ecuación sigue válida haciendo

Ø2 = Ø1 √N° tal.

donde:
Ø2: diámetro de los taladros vacíos, en m.
N° tal.: número de taladros.
Ø1: diámetro de taladros de producción, en m.

La concentración lineal de carga para los taladros del arranque se calcula a partir de la siguiente expresión:

q1= 55 x Ø1 (B/Ø2) elevado a la 1,5 x (B – Ø2/2)(c/0,4)(1/PRPanfo)

donde:
q1: concentración lineal de carga, en kg/m.
Ø1: diámetro de producción, en m.
Ø2: diámetro del taladro de alivio, en m.
B: dimensión del burden, en m.
C: constante de la roca.
PRPanfo: 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:

PRPanfo= ((d – Vd al cuadrado) / (d ANFO . V ANFO al cuadrado)) elevado a la 1/3

donde:
d= densidad de explosivo (g/cm3)
Vd= velocidad de detonación del explosivo (m/s)
d ANFO= densidad del ANFO (g/cm3)
V ANFO= velocidad de detonación del ANFO (m/s)

Ejemplo de cálculo para voladura de túnel
Cálculo para excavación de un túnel de 1.400 m. con 10,44 m2 de sección, recta con perfil convencional sin recorte periférico, en roca andesítica, a perforar contaladros de 1 1/4” (32 mm) y 2,40m de longitud, corte cilíndrico contaladros paralelos. Explosivo, SEMEXSA 65 de 1 1/8” x 7”, encendido con detonadores no eléctricos de retardo corto para el arranque y de medio segundo para el núcleo.

Cálculo de carga:
Cantidad de explosivo
1. Volumen de material a mover por disparo
V = S x p (área de la sección porprofundidad de taladro)
V = 10, 44 x 2,40 m = 25 m3 de roca por disparo.

2. Número de taladros por sección
Nº = R/C + K.S

donde:
R = circunferencia de la secciónen metros
S x 4 = 10,44 x 4 = 12,9
C = distancia entre los taladros de circunferencia en metros
0,5 para roca dura
0,6 para roca intermedia (andesita por ejemplo)
0,7 para roca blanda
S = dimensión de la sección en m2 (= 10,44 m2)
K = coeficiente:
2 para roca dura1,
5 para roca intermedia
1 para roca blanda

Luego Nº = 12,9/0,6 + 1,5 x 10,44= 37,2 = 37 taladros máximo (cantidad que podrá ser disminuida silas condiciones del terreno lo permiten)

3. Cantidad de carga (factor)
De acuerdo a las secciones del túnel y dureza de la roca, se obtiene el promedio en kg de explosivo utilizado por m3 de roca movida por cada metro de avance, teniendo los siguientes casos para roca intermedia:

(a) 1 a 5 m2 2,2 a 1,8 kg/m3
(b) 5 a 10 m2 1,8 a 1,4 kg/m3
(c) 10 a 20 m2 1,4 a 1,0 kg/m3
(d) 20 a 40m2 1,0 a 0,8 kg/m3

De acuerdo a los valores en (b) podemos considerar un promedio de 1,6 kg/m3 para la sección prevista, lo que da un consumo estimado por disparo de:

1,6 kg/m3 x 25 m3 = 40 kg/m3

Siendo el factor de carga por taladro de:

40/37 = 1,08 kg/m3 por taladro.

Según este factor el número promedio de cartuchos por taladros con SEMEXSA 65 en 1 1/8 x 7” y con 116 gramos de peso, será de: 1 080/116 = 9,3 cartucho por taladro y: 9,3 x 37 taladros = 344 cartuchos por disparo teniendo la caja de SEMEXSA 25 kg/m3, 215 cartuchos en promedio, el consumo de cajas por disparo será de: 344/215 = 1,6 cajas. Por tanto, el consumo total para el túnel de 1 400 m solamente con SEMEXSA será de:

– Longitud de taladro = 2,40 m
– Avance por disparo, considerando una eficiencia de 90% = 2,10m
– Número total de disparos: 1.400/ 42,10 m = 666
– Total de cajas a emplear: 1,60 x666 = 1 065,5 = 1 066 cajas

4. Distribución de la carga por taladros
– Normalmente la longitud de la columna explosiva va de 1/2 a 2/3 de la longitud total del taladro (de 1,20 a 1,60m), con carga concentrada al fondo.

Para asegurar el corte de arranque es recomendable cargar los taladros de arranque 1,3 a 1,6 veces el promedio calculado, las ayudas 1,1 vez y disminuir proporcionalmente la carga en el resto de taladros.

Es conveniente sellar los taladros con taco de arcilla de unos 20 a 30 cm. compactados, lo que incrementará la eficiencia en un 10%.

5. Distribución de los taladros
El corte de arranque de preferencia se ubicará al centro de la sección. Para mejor distribución de los taladros de destroce, debe formar una cavidad inicial de 1 a 2 m. de diámetro, ideal para dar cara libre lateral a los taladros de ayuda y destroce hacia dicha cavidad.

Normalmente al inicio se experimenta con varios trazos de arranque, pero el usual es el corte cilindro con un taladro central de alivio, de mayor diámetro que los demás, pero sin carga explosiva (que será la cara libre inicial), rodeado por cuatro o más taladros de menor diámetro con carga explosiva reforzada (arranque).

La distancia del taladro de alivio al de arranque más cercano se calcula aproximadamente con la siguente fórmula:

V= 0,7 diámetro del taladro central

Ejemplo
75 mm = 0,7 x 75 = 52 mm

Si solamente se perforan taladros de menor diámetro en rombo o paralelos, unos con carga y otros vacíos, la distancia usual entre ellos será de 15 a 25 cm.

La distancia entre los demás taladros de destroce se determina por su número y el área disponible para su distribución, pero generalmente es de 0,5 a 0,7 m para los cuadradores y de 0,6 a 0,9 m paralos de ayuda.

6. Disparo – tiempos de retardo
En túneles se puede iniciar mediante fulminantemedia, detonadores no eléctricos de shock o eventualmente detonadores eléctricos, pero normalmente para secciones con corte cilindro se prefieren los no eléctricos de miliretardo. En trazos con uno o dos taladros vacíos al centro, de mayor o igual diámetro que los de producción, se suele rodearlos con cuatro, seis o más taladros de arranque que se inician con detonadores de milisegundos, de dos formas: taladros opuestos cruzados con el mismo número de retardo eje 2 – 2, 3 – 3, 4 – 4, o con series escalonadas intercaladas (ejemplo: 1 – 3 – 5 – 7 – 9- 11 – 13), para limitar vibraciones y proporcionar mayor empuje a los detritos del arranque. Esta serie cubrirá también a las primeras ayudas.

El resto de taladros: segundas ayudas, cuadradores, alzas y arrastres se dispararán con detonadores de medio segundo en series escalonadas para permitir las salidas del centro hacia fuera debe tenerse en cuenta la recomendación de no emplear tiempos mayores de 100 ms entre los tiros, para evitar interferencias.

Artículo publicado en la revista Seguridad Minera n° 103. Fuente: Fuente:Manual práctico de voladura EXSA S.A., Lima Cuarta Edición, p.192-205